采煤工艺模拟设计论文

采煤工艺模拟设计报告设计课题：采煤工艺模拟设计专业班级：学生姓名：指导教师：设计时间：2014.6.18-2014.6.29工程技术学院

前言在当今科技经济发展的新形势下，煤炭开采技术的研究必须面向国内国外两个市场，面向经济建设主战场，立足于煤炭开采技术的前沿，立足于中国煤炭发展战略所必备的技术设备，立足于煤炭工业中长期发展战略所必需的关键技术的公关，立足于煤炭工业工程实际问题的解决，重点从事中场那个气研究开发和技术设备，跟踪产业科技前沿，开发有自主知识产权的煤炭开采技术及配套设备的主导核心技术，占领技术制高点。采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿科技发展的主题。本次设计通过我们到扎赉诺尔矿务局灵泉矿实地实习、搜集、整理的矿井井田地质报告以及灵泉矿七采区的地质报告和七采区回采规程等资料，回校后依据《矿产资源法》、《煤炭法》、《煤矿安全规程》等技术政策和法规，运用所学的专业知识着力解决以下问题：七采区工作面的设计，回采工艺的设计，破煤方式的选择，装煤及运煤方式的选择，工作面端头支护的设计以及顶板的管理等内容并最终绘制出工作面布置图。回采工艺课程设计是学生在校学习《煤矿开采方法》课程中的重要技能学习环节，目的在于通过课程设计巩固和加强课堂理论知识，并使之与生产实践紧密结合，以培养学生运用所学知识分析问题与解决回采中各主要工序的基本能力，掌握设计的基本方法和设计技能，并结合生产实践，锻炼解决生产所遇到的实际问题，培养学生正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。由于本次的采煤工艺模拟设计，涉及学科多，运用知识多，考虑环节多，同时需要我们去查阅资料，思考问题，斟酌方案。因此，我们不仅仅把以前所学的知识温习了一遍，更重要的是把所学的知识融会贯通的运用了一遍，极大地提高了我们的实践能力和专业水平，这对于我们以后的工作有着极大的帮助，让我们更有信心走向工作岗位。 目录TOC\o"1-3"\h\u24370第一章采区概况 ③根据以上计算，确定支架工作阻力为12000kN。（2）支架的选择一般来讲，支架的连杆形式可分为：单摆杆、正四连杆、反四连杆几种形式。单摆杆一般多用于工作面倾角不大、矿压显现不明显的轻型支架；正四连杆机构支架抗偏载能力强，稳定性好，人行通道较大，通风断面大，但支架后部的运输机过煤空间相对较小；反四连杆形式影响人行通道，且通风断面减少，操作困难，但支架后部的运输机过煤空间相对较大。综合分析比较，本次设计采用了正四连杆机构，而正四连杆机构通常又有两种形式，即前连杆为Y型连杆，后连杆为单连杆，和前连杆为H型连杆，后连杆仍为单连杆，经分析比较，本次设计采用前连杆为H型连杆、后连杆为单连杆。在后连杆两侧分布了2根尾梁千斤顶，对提高尾梁的支撑稳定性和端部载荷十分有利，同时前后立柱之间人行通道更加宽松。目前，四柱支撑掩护式低位放顶煤支架，绝大多数矿区均采用正四连杆铰接尾梁小插板式结构。二、支架高度的选择北二采区三区段工作面煤层平均厚度为12m，留0.5m底煤，考虑生产能力300万吨及采放比不能超过1:3，确定采高3.5m。考虑支架稳定性及立柱伸缩比，支架高度为2.3～4m。工作面基本支架选用ZF12000/23/37型液压支架，过渡支架选用ZFG13000/23/37型液压支架，端头支架选用ZTZ30536/23/42型液压支架。3.5.2液压支架主要参数支架型号及名称为ZF12000/23/37型放顶煤液压支架，数量114架。支架主要结构有：护帮板、伸缩梁、前梁、顶梁、掩护梁、尾梁、插板、前后连杆、底座、顶梁和掩护梁侧护板、推移机构、弹簧和导杆、单伸缩立柱、推移千斤顶、侧推千斤顶、护帮千斤顶、前梁千斤顶、伸缩梁千斤顶、尾梁千斤顶等。液压支架主要技术参数见表1.3.5.3特种支架（1）工作面端头支护工作面上端头设有ZTZ30536/23/42型液压支架3架一组，在端头支架与基本液压支架间设1台ZFG13000/23/40型过渡液压支架和3台ZFG13000/23/37型过渡液压支架，基本液压支架到下端头处设ZFG13000/23/37型过渡液压支架4台。（2）回风平巷的超前支护超前支护采用ZTC40000/23/42型超前支护液压支架做为支护设备，该套支架由四组支架串联而成，两架并列成一组，互为支撑，交替行走。其中前置支架1组，中置支架2组，后置支架1组。（3）运输平巷超前支护采用ZW30400-23-37型超前支护液压支架做为支护设备，该套支架由四架支架串联而成，互为支撑，交替行走。其中前置支架1架，中置支架2架，后置支架1架，前、后置支架分别装有护帮板。液压支架主要技术参数表1序号项目技术特征内容1型式四柱支撑掩护式低位放顶煤支架。2支护高度2300～3700mm；最高高度：3700mm；最低高度：2300mm3额定工作阻力12000kN（P=37.3MPa）4初撑力（KN）10128kN（P=31.5MPa）5平均支护强度1.3MPa6底座宽度1550mm7对底板平均比压3.77MPa8支架中心距1750mm9支架宽度1660～1860mm；最大宽度：1860mm；最小宽度：1660mm10移架步距800mm11推溜力/拉架力474/801kN12不可拆卸最大件重量～7.7吨13左右排立柱中心距890mm14顶梁长度3640mm（两铰接点）15前梁长度1450mm（铰接点到前端）16前梁尖端承载能力801kN17操作方式邻架控制（整个工作面采用先导式多芯管邻架控制系统）18泵站压力31.5MPa19不便拆卸运输尺寸6925×1660×2300mm（长×宽×高）(整体运输)20支架整体重量约36.7t3.6回采面生产技术管理3.6.1作业方式1.正规循环生产能力WW=LShγC式中：W－正规循环生产能力，ｔ；L－工作面长度，197.5ｍ；S－工作面循环进度，0.8ｍ；h－采厚，h割=3.5ｍ；h放=8mγ－煤容重，1.25ｔ/m3；C－工作面采出率，C采：95％、C放75％。右一片工作面正规循环生产能力为：W割=197.5×0.8×3.5×1.25×95％=656.68tW放=137.5×0.8×8×1.25×75％=825tW总=W割+W放=656.68t+825t=1481.68t昼夜循环数N≈63.作业方式1、工作面作业形式为“三班采煤，一班准备”；“四六制”。2、工作面循环进度为0.8m，第一二三班各两循环，第四班准备；日循环个数为6个。3.6.2劳动组织井下工作人员为135人。劳动组织图表表3-5-1序号工种生产1班生产2班生产3班准备班合计1班长222282采煤机司机222393支架工3337164放煤工333095泵站工111256机电维修000887端头支护8888328刮板输送机司机3334139转载机司机1111410看线工1110311浮煤清扫员66642212保守1110313质检员11103合计32323239135工作面循环图表3.6.3主要技术经济指标主要技术经济指标表表3-5-2编号项目单位指标备注1工作面工业储量万t644.52工作面可采储量万t483.353工作面倾斜长度m197.54工作面走向长度m22705煤层厚度m126采高m3.57放高m88回采率%759煤层容重t/m31.2510循环进度m0.811月循环数个18012月推进度m14413日产量t889014月产量万t26.6715回采工效t/工65.8516工作面可采期a1.613.7风量选择及计算根据《煤矿安全规程》(2011版)第一百零三条和《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）7.1.3之规定，矿井总进风量，应按井下同时工作最多人数所需风量和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和分别进行计算，并取其中最大值。矿井需风量系根据国家安全生产监督管理总局发布的AQ1028-2006《煤矿井工开采通风技术条件》中所提供的方法对矿井需要风量按各采煤、掘进工作面，独立通风硐室及其它巷道等用风地点分别进行计算。本矿井前（后）期均布置1个综采放顶煤工作面，2个综掘工作面，1个普掘工作面，采掘比1:3。（一）矿井需要风量1、按井下同时工作的最多人数计算Q＝4·N·K＝4×324×1.15＝1490.4m3/min＝24.8m3/s式中：Q－矿井总供风量，m3/min；N－井下同时工作的最多人数，按两班交接时计，共324人；K－矿井通风系数，取1.15。2、按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算（1）采煤工作面需风量计算①按瓦斯涌出量计算Q采＝100··式中：—回采工作面实际需要的风量，m3/min；—回采工作面的瓦斯绝对涌出量，0.389m3/min,按0.4计算。—工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，通常机采工作面取1.2～1.6，本矿井综放工作面取k=1.5Q采=100×0.4×1.5=60m3/min=1.0m3/s②按气象条件或瓦斯涌出量计算Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温（m3/min）式中Q采—回采工作面需要风量，m3/min；Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min，Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（风速取0.6m/s）；K采高—回采工作面的采高调整系数，取1.4；K采面长—工作面长度调整系数，回采工作面长度197.5m，因此系数Ki取1.3；K温=回采工作面温度与对应风速调整系数，工作面温度＜18℃，风速取0.6m/s，系数K温取0.9；故Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温=60×5.89×3.5×70%×0.6×1.3×1.4×0.9=858m3/min=14.3m3/s③按工作面温度计算Q采＝60·Vc·Sc＝60×0.6×14.04＝433.44m3/min=7.224m3/s式中：Vc－回采工作面适宜风速，取0.6m/s；Sc－回采工作面平均有效断面，回采工作面平均净断面积S采＝5.731×3.5×70%=14.04m2④按作业人数计算每人供风量≮4.0m3/minQ采＞4·N＝4×32＝128m3/min＝2.1m3/s式中：N－采煤工作面同时工作的最多人数，32人；⑤按风速验算60×0.25S＜Q采＜60×4SS－工作面平均断面积，取14.04；210.6m3/min＜Q采＜3369.6m3/min；取上述计算最大值，确定采煤工作面需风量为Q采＝858m3/min=14.3m3/s，经验算，满足风速要求。故取工作面风量Q采=870m3/min=14.5m3/s较为合理。（2）掘进工作面风量计算①按瓦斯涌出量计算根据灵露煤矿提供的数据，掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大值为0.582m3/min。Q掘＝100·q掘·Kd＝100×0.582×1.3＝76.66m3/min式中：Q掘－掘进工作面需风量，m3/min；q掘－掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.582m3/min；Kd－不均衡通风系数，取1.3。②按局扇吸入风量计算（按煤巷掘进计算）Q掘＝Qf×Ii+60×0.25S＝260×1+15×13.8=467m3/min=7.78m3/s；式中：Qf－局扇额定风量，取260m3/min；S－掘进工作面巷道通风断面，13.8m2；Ii－局扇台数，1台。③按炸药使用量计算每kg炸药供风≮25m3/minQ掘＞25Aj＝25×10＝250m3/min式中：Aj－掘进工作面一次爆破所用的最大工作药量，10kg。④按工作人数计算Q掘＝4·N＝4×25＝100m3/min＝1.7m3/s式中：N－掘进工作面同时工作的最多人数，25人。⑤按风速验算Q掘＞60×0.25S＝207m3/min（最低风速）Q掘＜60×4.0S＝3312m3/min（最高风速）式中：S－掘进工作面巷道通风断面，13.8m2。取上述计算最大值，Q掘＝467m3/min=7.78m3/s。确定掘进工作面需风量为∑Q掘＝3×7.78m3/s＝1400.4m3/min＝23.34m3/s。经验算，同时满足风速要求。故取掘进面风量Q掘=1410m3/min=23.5m3/s较为合理。（3）独立通风硐室及其它地点需风量①井下独立通风硐室合计17.5m3/s，其中：蓄电池修理间及充电、整流硐室，取2.5m3/s；避难硐室，取2.0m3/s；等候室，取2.0m3/s；一采区绞车房，取2.5m3/s；一采区绞车房及配电间，取2.5m3/s；一采区变电所硐室，取2.5m3/s；一采区排水及变电泵硐室，取3.0m3/s。②其它地点需风量其它地点需风量：∑Q其它=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×5%=（14.5+23.5+17.0）×5%=2.75m3/s（4）矿井容易时期总风量：本矿井总用风量按上述要求确定，矿井通风系数（抽出式）按自治区相关文件取km=1.80。∑Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·km=（14.5+23.5+17.5+2.75）×1.80=104.85m3/s=6291m3/min根据计算，本矿容易时期总需风量为104.85m3/s，设计取总风量为105.0m3/s。（5）矿井困难时期总风量：根据采区接续计划安排，矿井通风困难时期出现在开采一采区下部时期，困难时期矿井用风地点数量不变，则困难时期总风量与容易时期相同：∑Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·km=（14.5+23.5+17.5+2.75）×1.80=104.85m3/s=6291m3/min根据计算，本矿困难时期总需风量为104.85m3/s，设计取总风量为105.0m3/s。（二）矿井通风负压及等积孔容易时期：风量：105.0m3/s，通风负压：1161.1Pa，等积孔：4.05m2困难时期：风量：105.0m3/s，通风负压：2766.4Pa,等积孔：2.62m23.8安全技术措施3.8.1一般规定1、所有上岗人员严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《采煤作业规程》。严格遵守各项规章制度，严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。2、所有上岗人员都必须持证上岗，严格执行岗位责任制、现场交接班制度、设备检修制度、质量验收制度和事故分析制度。3、工作面回采工程质量和顶板管理按照《煤矿安全质量标准化标准》的各项要求执行，做到动态达标、安全生产和文明生产。4、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程，学习后每个人签字并进行考试，不合格不得上岗。5、全队干部、职工必须熟知工作面的避灾路线，提高自保互保能力。6、加强工作面设备管理，切实按照设备的完好标准进行检修和保养，保证设备处于完好状态。7、采煤设备的安全设施，必须按设备的自身安全使用要求进行安装调整，保证完好可靠，正确使用，任何人严禁以任何理由随意拆除。8、工作面的监测系统、通风系统、防尘系统、通讯系统以及其它设施，随时保持完好状态，正常使用。9、作业人员进入刮板输送机、转载机机道内作业前，必须将本设备和相关联设备停电、闭锁，挂好停电作业牌，同时维护好煤帮和顶板。10、处理液压管路故障时，必须先关闭作业线路前端截止阀或者停止乳化液泵运行，并进行卸压，确保在无压情况下作业。11、作业人员到皮带输送机上作业前，必须将皮带输送机停电闭锁，并挂好停电作业牌，并做到谁挂谁摘。12、各工种作业人员进入作业地点后，应先观察好现场及周围的环境，排查处理隐患，确保安全后再作业。13、严禁单岗作业。前、后端头维护工、电气检修工等工种作业时，必须设专人监护；作业过程中要做好自保，严禁从事超出自己工作技能范围内的工作，当发现解决不了的问题或隐患后，及时向班长汇报，另行采取措施。14、工作面正常时沿底板回采。工作面在开采过程中要随时掌握回采层位并及时探底煤。15、综采队配合生产技术科做好工作面的矿压及涌水量观测工作，掌握工作面顶板活动规律和涌水量变化情况，以便于指导生产。3.8.2顶板管理一、初次来压与周期来压时的安全技术措施1、工作面液压支架必须有足够的初撑力，管线、接头、安全阀、缸体、立柱密封必须确保完好，同时泵站压力不得小于31.5MPa。2、对片帮严重地段，应提前打好射帮柱，防止片帮伤人。3、初次来压与周期来压时，采煤机必须放慢牵引速度，并设专职人员观察煤壁及顶板情况，发现问题及时处理。4、初次来压与周期来压时，顶板压力大，可采用提前移架或移花架的方式，防止顶板冒落。带压移架，移架时要快、准、稳及时到位。5、移架过程出现的“倒架”、“死架”必须及时处理。6、初次来压与周期来压时，加强轨道、运输顺槽超前支护段的支护强度，发现问题及时处理，确保工作面前、后出口畅通，巷道外形尺寸符合《规程》规定。7、随时注意观察顶板及煤壁情况，防止片帮掉顶伤人。如工作面出现掉顶、冒顶，应及时在液压支架上方挑走向梁或打木垛，防止冒顶面积的进一步增大，处理完毕后方可作业。周期来压期间，减少放煤量，在顶板不好时可以不放顶煤。8、加强工作面地质构造段顶板管理，采煤机割完顶煤后，及时移架，减少空顶时间和控顶距。9、安排专人对所有支护进行检查，防止支护失效发生冒顶事故。10、右零片、右二片顺槽压力增大，原支护出现明显变形时，必须及时打设单体液压支柱、补网或打中心顶子加强支护。11、加强机电设备防爆与上下隅角瓦斯管理，严防发生瓦斯事故。二、防止及处理片帮、冒顶的安全技术措施(一)防止片帮、冒顶1、回采时，严格控制工作面采高、放高，按规程规定层位采放。2、确保液压支架有足够的初撑力和规定的工作阻力。3、确保综放工作面设备完好。4、严格按正规循环作业，合理控制推进速度，减少空顶时间，尽量使顶板匀速缓慢下沉。5、遇到煤壁片帮严重地段，及时打好射帮柱。6、当顶板比较破碎时，应放慢采煤机牵引速度，采煤机过后伸出伸缩梁，打开护帮板对新暴露的顶板进行及时超前支护，防止架前冒顶，并及时移架，推前刮板输送机，移架可以采取超前移架、移花架或带压移架方式。7、右零片、右一片顺槽内必须备有足量的圆木、半圆木及完好单体液压支柱，以备使用。8、在片帮严重、冒顶处上下20m范围内严禁放煤。9、前、后顺槽局部地段超高时，超前支架必须接实顶。（二）处理片帮、冒顶1、对于顶板破碎、压力大的地段，应采用超前移架、移花架或带压移架的方式，打开护帮板护住帮和顶，必要时打射帮柱或挑走向梁。2、对于局部冒落地段，可以利用单体液压支柱配合圆木近水平支撑煤壁，然后在液压支架上打临时支柱，临时支柱打好后，在两台液压支架前探梁上打木垛控制顶板。处理冒顶时，移架顺序应从两端向冒顶区拉移。3、处理工作面局部冒顶时，应提前在煤壁打好射帮柱，防止片帮伤人同跟班队长观察顶板状态，防止掉顶伤人。4、顶板没有封好前，严禁开前刮板输送机拉货。5、工作面发生冒顶事故时，采煤机、前部刮板输送机必须停机，待维护好顶板后再开机。6、处理工作面冒顶区域时，提前用钻机或其它办法疏干冒顶区上方和积水，确认无危险后，作业人员方可进入。7、处理冒顶时，跟班队长和班长必须现场指挥，根据实际情况采取措施。8、处理冒顶必须在顶板稳定后进行，先清理好退路再进入作业区域内处理冒顶，处理冒顶时设专人监护。9、如果冒顶区沿工作面方向较长，应由冒顶区两侧向中间处理。处理前先观察冒顶地带的顶板是否己稳定，并加固冒顶区两侧的煤壁，防止冒顶区域扩大。10、处理冒顶事故过程中，严禁任何人擅自操作冒顶区及两侧15m范围内支架、开启前部刮板输送机和在本段架后放煤作业，该范围内支架的操作手把必须全部扳回“零”位，并设专人看护。11、冒顶区及两侧15m范围内的支架加强维护，及时处理跑、冒、滴、漏等问题，防止因支架支护失效，致使冒顶区扩大。12、一旦发现冒顶继续扩大，难以控制且顶板有淋水或淋水加大时，应立即通知队领导及矿调度，如发现有突水征兆，应迅速沿避灾路线撤离，撤离时应通知队领导、矿调度及附近工作的其他人员。第四章生产系统4.1工作面运输4.1.1运输方式1、运煤路线工作面前、后部刮板输送机→转载机（破碎机）→右零片顺槽胶带输送机→二采区胶带运输机→主井井底煤仓→主斜井强力胶带机→地面煤仓。2、辅助运输路线地面→副井→+330井底车场→二采区上部车场→二采区轨道下山→右二片车场→右二片顺槽→工作面。（附：运输系统示意图）4.1.2运输设备1、运煤工作面两台SGZ1000/1400刮板输送机→工作面运输顺槽SZZ1200/700转载机→运输顺槽2台DSJ120/160/2×500可伸缩胶带输送机(1600t/h)→右零片溜煤眼→一采区DXL120/2×500带式输送机→井底煤仓→主斜井DTL120/96/4×500强力胶带机→地面煤仓。2、辅助运输工作面顺槽巷道长度2580米，右零片顺槽安设1台、右一片顺槽安设2台SQ-80/110P无极绳绞车并安装JH-14回柱绞车作为辅助运输设备，选用钢丝绳直径为Φ24.5㎜和Φ18.5㎜（矿车型号：MGC1.7-9）。3、铺轨巷道选择30kg/m的钢轨，右零片顺槽采用钢轨枕，右一片顺槽采用木轨枕，枕距900mm，轨枕间距600mm，铺轨长度2580m。4.2通风系统通风路线新鲜风：副井→二采区上部车场→二采区轨道下山→右二片车场→右二片顺槽、右二片顺槽副巷→工作面。乏风：工作面→右零片顺槽→+330轨道大巷联络巷→+340回风大巷→风井→地面。（附：通风系统示意图）4.3供电系统灵露矿在排水立眼和供电立眼（红旗公社菜地）场地新建一座灵露变电所，变电所内安装两台SFZ10-40000/110/35/1040000kvA变压器，正常工作时，两台变压器同时工作，分列运行，当一台变压器事故或检修停止运行时，另一台变压器可保证矿井一级和二级负荷用电，入井电缆电压等级为10KV，引自地面10KV配电室。变电所两趟电源分别引自灵东矿110KV变电所内的110KV侧不同母线盘，导线采用LGJ-150/25mm2钢芯铝绞线，采用铁塔架线。变电所内安装ZF12-126/2000A-40KA型GIS组合电器一套，安装KYN28A-12型10kV配电柜24台，安装H.SVG++-10/7200kvar型10kV电容补偿装置2套;安装SFZ10-40000/110/10型主变压器2台（一用一备）。110kV变电站采用直流控制、微机综合保护，安装交流屏、直流屏和综合保护屏及通讯屏共13台。井下采区变电所有3回路入井供电线路，入井电缆分别引自地面灵露矿110/10kV变电所10kV侧不同母线段，采用MYJV42-8.7/10kV3×185型矿用交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装电力电缆，线路长度为1580m。入井电缆沿下线立眼敷设到采区变电所。正常工作时3回供电线路分列运行，当1回线路发生故障时，另2回线路能保证井下全部负荷用电。采区变电所安装矿用隔爆型永磁式高压真空配电装置25台；其中电源进线柜3台（630A）联络柜4台（630A）馈出柜18台（其中500A5台、315A13台）。10KV供电系统为单母线分三段接线方式，两段母线分列运行，各段母线间设联络开关柜。安装KBSGZY-500/10/0.69500kVA隔爆移动变电站2台，KBSGZY-100/10/0.69100kVA隔爆移动变电站1台。矿用低压隔爆开关13台。（附：配电系统图）4.4压风系统4.4.1空气压缩机设备的选择本矿空气压缩站设于副井井口附近，压缩空气主要供井下配备的风动工具，排水用风泵，掘进巷道3台风动锚杆钻机，混凝土喷射机2台。空气压缩机站必须的总容量计算如下：(1)按矿井生产用气计算：Q=α1×α2×γ×Σmi×qi×ki(m3/min)=1.2×1.15×1.09805×(3×3.5×0.9+4×0.05×0.9)≈15(m3/min)式中：α1——延管道全长的漏风系数，管路敷设长度大于2000m时，α1取1.2；α2——由于风动工具磨损耗气量增加系数，一般α2=1.15；γ——海拔高度修正系数，γ=1.09805；mi——同类型风动工具的台数；qi——同类型风动工具的空气耗气量，m3/min；ki——同类型风动工具的同时使用系数。（2）按井下移动救生舱（10人）及避难硐室（100人）用气计算Q=α1×α2×γ×（n1Q人+n2Q人）×0.3=1.2×1.15×1.09805×(4×10+100)×0.3≈63（m3/min）式中：Q人——为人数。经计算，综合考虑矿井用气量，选用现场已有正在运行的4台DLG—132型(风冷)螺杆式空气压缩机(Q=21m3/minPg=1.0MPa）其中3台工作，1台备用及检修。4台空气压缩机的配套电动机功率为132KW。4.4.2空气压缩机及压风管路的布置方式矿井压风机房设在地面工业广场内，共安设四台DLG-132型风冷螺杆式空气压缩机，三台工作，一台备用。配套电动机功率132KW,供电电压660V。每台空压机配置一台2m3储气罐，储气罐设置安全阀、释压阀、以保证压缩空气安全。压缩空气站至主副斜井井筒压风管路采用直径Φ159×6mm无缝钢管，供风主管路由地面机站送出，经主斜井、副斜井→+330井底车场→一采区轨道下山→至各用风地点，压风管路三通阀门设置距离小于200m。压风主干管路直径Φ140×8mm无缝钢管、支管路为直径Φ75×5mm无缝钢管。采用法兰盘连接，沿轨道下山铺至各用风地点。工作面上下顺槽供风管路全长5600m，并按照相关要求在一采区右一片运输、右零片回风顺槽距工作面小于1000m的范围内各安设了2台可移动式救生舱额定容量12人/台，满足灾变期间工作面提供压风供气的要求。4.5防灭火系统Ⅱ2-1煤层属于容易自燃煤层，设计采用综合预防煤层自燃发火措施。放顶煤工作面采用氮气防灭火措施，选用DM1000井下移动式制氮装置两组，采空区采用注砂防煤层自燃发火，建立火灾预报束管检测系统。井上下所有带式输送机均采用阻燃输送带，巷道内设有照明灯，便于观察烟雾；在输送机头部传动滚筒处设有打滑检测器，逆止器，张紧采用液压绞车自动拉紧装置，可避免由于打滑而产生火灾；输送机两侧设有跑偏辊，可避免由于输送带与其他物体摩擦而产生火灾；液力耦合器使用非可燃性传动介质，避免火灾的发生。危险性分析见下表：矿井的防灭火危险性分析表4-5-1序号主要危险源位置事故类别触发条件主要对策措施1采煤工作面高压电缆“放炮”引起燃烧爆炸（局部）引起火灾采煤机滚筒切割煤壁遇坚硬夹石层起火花；机械移动电缆被拉断短路火花。加强通风，防止瓦斯积聚；使截齿满足特殊要求并避免强行截割；按规定要求移动电缆。2胶带运输机巷胶带或可燃物火灾胶带跑偏、打滑摩擦而引燃；托辊等转动件附近堆积浮煤过多未消除，引起浮煤蓄热自燃；灭火器缺乏或失灵；50m软管不到位；工人不会使用灭火器。胶带输送机安设防跑偏装置和温度自动检测报警装置；定期清扫胶带输送机各处沉积的煤尘和浮煤；巷道设置灭火器材和消防水管；使工人掌握灭火器材的使用方法。3采空区煤炭自燃采空区有大量浮煤，密闭不及时或漏风，采空区存在时间超过自燃发火期，发生氧化反应热量积聚。减少浮煤，提高密闭质量，减少漏风，加强和完善防灭火措施。4机电硐室电气火灾设备选择不当；维护管理不善；缺乏过载、过流、短路保护。按规程要求选择电气设备，并必须具有安全标志；加强预防性维修；设置防灭火工具材料。5输电线路电缆火灾电缆超负荷运转加速老化；电缆漏电、短路；电缆阻燃性能低；接地保护系统失效等。按规程和相关要求选用产品；及时检测、维护、更换输电线路。（附：防火灌浆系统图）4.6排水系统一采区水泵房内安装6台MD450-60×7型耐磨水泵，两台使用，两台备用，一台检修，一台应急。一采区水仓内的水经3趟φ426×