22104开采设计说明书(一)

府谷县宝山煤业有限公司

22104综采工作面开采设计说明书

府谷县宝山煤业有限公司

2020年7月

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府谷县宝山煤业有限公司

22104综采工作面开采设计说明书

编辑：

审定人：

编制时间:2020年7月

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22104综采工作面开采设计说明书

编审委员会

2

22104综采工作面设计说明书

一、概况

（-）工作面范围及四邻采掘情况

井下22104综采工作面位于矿井一盘区西翼，东部为一盘区三

条大巷，西部为大石公路保护煤柱，南部为22102工作面（尚未推

采），北部为22106工作面（尚未推采）。

（二）煤层情况

本工作面煤层为k煤层，煤层为黑色，条痕为褐黑色；沥青或

玻璃光泽，阶梯状、参差状端口，硬度中等，性较脆，内生裂隙发

育或较发育、外生裂隙较发育或不发育，裂隙常被方解石和黄铁矿

薄膜充填。条带状结构，层状构造。各煤层煤岩组分以亮煤为主，

暗煤次之，镜煤及丝炭少量。工作面煤厚平均2.25m,宏观煤岩类型

以半暗型、半亮型煤为主，夹部分亮煤及暗煤。工作面煤层自切眼

至回撤通道为宽缓坡状构造，总体为回撤通道高、切眼低，底板标

高为1224.1m〜1238.6m,最大相对高差为15m。

（三）煤层顶底板情况

煤层顶板以粉砂岩、砂质泥岩为主；底板以砂质泥岩为主。

（四）地质构造

本工作面地表为第四系松散沉积物覆盖。工作面煤层以上的地

层有：侏罗系中下统延安组第四至五段，新近系静乐组，第四系中

更新统离石组，全新统，上覆基岩厚度为130.3m〜141.4m,基岩厚

度为切眼到回撤通道逐渐递增。通过临近22106两掘进工作面实际

掘进揭露情况分析，该工作面范围内不受断层、岩浆岩、古河流冲

刷带、陷落柱及其它地质构造影响，该区域地质构造简单。

（五）水文地质情况

本面水文地质条件较简单，主要充水水源有1个，基岩裂隙水。

基岩裂隙水为工作面直接充水水源，主要为上覆延安组各类砂岩层,

富水性弱〜极弱。类比22110、22108工作面回采时涌水量资料，预

计工作面正常涌水量0.预计最大涌水量0.2mVho

（六）其他

3

根据西安科技大学2020年9月12日下发的《矿井瓦斯等级鉴定结果明细表》，

宝山煤矿CH4绝对涌出量为0.90m3/min,相对涌出量0.28m3/t；回采工作面最

瓦斯

大瓦斯涌出量为0.18m3/min,掘进工作面最大瓦斯涌出量为0.06m3/min；1即

矿井为低瓦斯矿井。

煤尘有爆炸性危险。

煤的自燃煤层有自然发火倾向，属I类容易自燃煤层。

地温地温正常，无地热危害。

二、工作面巷道布置及支护形式

（一）巷道布置

根据府谷县宝山煤业有限公司矿井设计方案及开采程序，该工

作面为221盘区西翼第五个综采工作面，该工作面上下层未回采。

计划于2020年7月底开工。

（二）巷道断面：

根据《煤矿安全规程》规定，巷道净断面必须满足行人、运输、

通风和安全设施及设备安装、检修、撤出、施工的要求，同时根据

生产实际需要，巷道断面选用如下规格：

1.22104辅运顺槽开门口坐标为X：37466324.3145,Y：

4345393.555。以方位角270°施工，沿2以煤层顶底板掘进1449m。

B净=4.5mH净=2.2mS净=9.9m2

B荒=4.5mH荒=2.3mS荒=10.35m2

2.22104运输顺槽开门口坐标为X:37466280.3087,Y：

4345412.6418,以270°方位角开口施工，沿"煤层底板掘进

1428m。

B净=5.0mH净=2.2mS净=1In?

B荒=5.0mH荒=2.3mS荒=11.5m2

3.22104工作面切眼开门口坐标为X:37464837.4236Y：

4345610.1475c以方位角175°施工，沿"煤层底板掘进194.8m。

B荒=6.5mH荒=2.3mS荒=14.95m"

B净=6.5mH净=2.2mS净=14.3m2

4

4.22104工作面运输顺槽每隔200米开设联巷，以方位0°沿

煤层底板掘进20m与22104辅运顺槽贯通。

B净=4.5mH净=2.2mS净=9.9m2

B荒=4.5mH荒=2.3mS荒=10.35m2

5.22104运输顺槽、辅运顺槽倒车胴室均按照每60m施工一个的

原则，断面按照运输顺槽断面施工，深度5米。

(三)支护方式：

临时支护：采用吊环式前探梁作临时支护，切割后在永久支护

的掩护下用长柄工具先摘除迎头危岩悬研，将前探梁移至迎头，并

在前探梁上铺网，然后用木料背实顶板，吊环采用中108mm无缝钢管

加工而成，前探梁采用①89mm无缝钢管制作，长度不小于7.0m,前

探梁距迎头端面不大于400mm,每根前探梁使用3个吊环，每个吊环

使用双螺母固定，共使用三根前探梁；前探梁横木采用四块优质松

木加工而成，规格：长义宽X厚=2500X160义70mm。移前探梁时，

每根前探梁至少2人操作，需在掘进机上操作时，掘进机必须停机

停电闭锁。

222014运输顺槽支护

①锚杆长度计算：L=KH+LI+L2

式中：L—锚杆长度，m；

H-冒落拱高度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

L1一锚杆锚固长度，一般按经验取0.6m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.15m；

其中：H=/=54-(2X5)=0.5m

式中：B一巷道开掘宽度，取5m；

f一顶板岩石普氏系数，取f=5；

则L=2X0.5+0.6+0.15=1.75m,取锚杆长度L=l.8m。

②校核顶锚杆间排距：

对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取株排拒相等，锚杆间排

拒D按下式计算：

5

D=JMy

式中：D—锚杆间排距，m；

Q—锚杆设计锚固力，80KN/根；

H—冒落拱高度，取0.5m；

r—被悬吊砂岩的重力密度，取24.5KN/I!?；

K—安全系数，一般取K=2；

I80

D=V2x0.5x24.5

根据经验，锚杆间距取1.0m,排距取1.0m。

③锚杆直径的确定

锚杆直径d可按下式计算:

d=——x1.8m=0.016m

110

锚杆直径取d=0.018m

④、锚索支护参数设计

为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落，用

4)15.24mmX7000mm钢绞线将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚

硬岩层中，校核锚索排距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆

长度的整体冒落考虑，此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬

吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的

平衡，则锚索间排距计算公式如下：

LWnF2/[BHy-(2Flsin9)/LI]

L^2X260/[5X1.8X24.5-(2X80Xsin75°)/I]

^520/[220.5-(160X0.966)/I]

W520/65.94

6

W7.89m

式中：L—锚索间排距，m；

B一巷道最大冒落宽度，5m；

H一巷道冒落高度，取最大1.8m；

Y—岩体容重，24.5KN/n)3(包括顶煤和直接顶)；

L1一锚杆排距，1.0m；

Fl—锚杆锚固力，80KN；

F2—锚索设计破断力，260KN；

。一角锚杆与巷道顶板夹角，75°；

n一锚索每排根数，取2；

通过计算，锚索间排距L应小于7.89m,设计锚索间排距为

2000mmX3000mm,因此所选锚索参数满足设计要求。

22104辅运顺槽支护

按悬吊理论计算锚杆参数：

①锚杆长度计算：L=KH+LI+L2

式中：L—锚杆长度，m；

H-冒落拱高度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

L1一锚杆锚固长度，一般按经验取0.6m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.15m；

其中：H=5=4.54-(2X5)=0.45m

式中：B一巷道开掘宽度，取4.5m；

f一顶板岩石普氏系数，取f=5；

则L=2X0.45+0.6+0.15=1.65m,取锚杆长度L=l.8m。

②校核顶锚杆间排距：

对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排

拒D按下式计算:

7

D=JMy

式中：D—锚杆间排距，m；

Q—锚杆设计锚固力，80KN/根；

H—冒落拱高度，取0.45m；

r—被悬吊砂岩的重力密度，取24.5KN/I!?；

K—安全系数，一般取K=2；

I80

D=V2x0.45x24.5^L89(m)

根据经验，锚杆间距取L0m,排距取1.0m。

③锚杆直径的确定

锚杆直径d可按下式计算：

d=-^―x1.8m=0.016m

110

根据经验，锚杆直径取d=0.018m

④锚索支护参数设计

为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落，用

4)15.24mmX7000mm钢绞线将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚

硬岩层中，校核锚索排距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆

长度的整体冒落考虑。此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬

吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的

平衡，则锚索间排距计算公式如下：

LWnF2/[BHy-(2Flsin0)/L1]

L^lX260/[4.5X1.8X24.5-(2X80Xsin75°)/I]

8

^260/[198.45-（160X0.966）/I]

W260/43.89

W5.92m

式中：L—锚索排距，m；

B一巷道最大冒落宽度，4.5m；

H一巷道冒落高度，取最大1.8m；

Y—岩体容重，24.5KN/n）3（包括顶煤和直接顶）；

L1—锚杆排距，1.0m；

Fl—锚杆锚固力，80KN；

F2—锚索设计破断力，260KN；

。一角锚杆与巷道顶板夹角，75°；

n—锚索排数，1排；

通过计算，锚索排距L应小于5.92m,设计锚索排距为3.0m,

因此所选锚索参数满足设计要求。

3、永久支护及支护规格：

⑴锚杆采用麻花式锚杆，锚杆规格。18X1800mm,托盘采用120

X120X6mm碟形钢板托盘，锚杆间排距为900X1000mm,每排6根，

锚固剂采用CK3550锚固剂，每根锚杆用2支。

⑵锚索采用615.24mm钢绞线，长度7000mm,托盘采用300X300

X12mm碟形钢板托盘，间排距2400X3000mm,锚索采用

布置，锚固剂采用CK3550锚固剂，每根锚索用3支。

⑶顶钢筋网采用4#钢筋加工，网片规格4800X1200mm,压茬

100mm,网格lOOXIOOmm,网片每隔300mm用14#双股铁丝绑紧。

（四）为运输方便及工作面安装方便，22104工作面切眼底板硬

化200nlm,混凝土强度C30。

（五）特殊支护

在施工过程中，若遇断层、滑纹或破碎带，造成顶板破碎压力

大，有淋水等现象时，必须根据现场情况，及时加强支护，缩小锚

9

杆排距至800mm,或缩小锚索排距至2000mm,确保锚索锚入硬岩深

度不小于1000mm,并及时补充措施。

（六）22104工作面切眼支护方案设计

22104工作面切眼设计切眼宽度为6.5m,高度2.4m。由于大跨

度巷道的稳定性较差，顶板容易挠曲下沉。

结合上述因素，提出22104工作面切眼的锚网支护方案。

设计工作面切眼分2次掘进：第一次掘进宽度为4.5m,第二次

掘进宽度为2m。

1、锚杆支护系统

锚杆类型：麻花式锚杆

锚杆规格：020X2000mm

树脂锚固剂：CK3550X2

锚杆托盘：选用120X120义6mm碟形钢板托盘

表面支护：顶钢筋网采用4#钢筋加工，网片由4200XI200mm,

2000义1200mm两种规格搭配使用，压茬100mm,网格lOOXIOOmm。

2、辅助支护

锚索类型：采用615.24mm钢绞线，长度7000mm/根

托盘：托盘采用300X300义12mm碟形钢板托盘

树脂锚固剂：采用CK3550锚固剂，每根锚索用3支。

锚杆、锚索布置方式。

综采工作面支护

1、22104工作面采用全部垮落法管理顶板，选用ZY6800/15/27型掩护式

电液控支架支护顶板，放顶步距0.8m,最大控顶距5.37m,最小控顶距4.57m。

2、电液控支架支护强度核定

（1）所选的支架必须符合以下原则和要求：

①支架的初撑力和工作阻力必须适应直接顶和老顶岩层移动时产生的压

10

力。

②支架的结构和支护特性必须能适应和保护暴露顶板的完整性。

③支架底座必须能适应底板岩石的抗压强度。

④支架支撑高度必须与煤层开采高度相适应。

⑤支架的安全性能必须可靠。

(2)、矿压参数

矿压参数比照表

表3-1

序号项目单位22106工作面22104工作面

直接顶厚度m3.63.6

顶底

1老顶厚度m6.16.1

条件

直接底厚度m2.42.4

来压步距m4949

初次最大平均顶底板移近

2m0.20.2

来压量

来压显现程度明显明显

周期来压步距m2020

3

来压来压显现程度不明显不明显

4巷道超前影响范围m5〜205〜20

(3)工作面电液控支架的配备与参数

22104综采工作面共有134台平煤掩护式电液控支架，机头端头支架3台,

机尾端头支架3台，中间架128台。

(4)支架工作阻力验算

F=NXHXSXZXQXg

=8X2.25X8.1X2.5X1.3X9.8=4643.7(kN)<6800(kN)

式中：

F一要求的支架工作阻力，kN；

N—采高的倍数，一般取6-8；

H一工作面米高，2.25m；

S一支架的支护面积,m2,取5.37*1.5心8.1；

11

Z—煤层顶板岩石容重，取2.5t/m3；

Q一动载系数，一般取L3

g一重力加速度，9.8m/s2；

5、支架支护强度计算：

Pt=9.81XhXyXk=9.81X2.25X2.5X8

=441.45(kN/m2)

式中：

Pt—工作面合理的支护强度，kN/m2；

h―工作面设计采高，2.25m；

Y一顶板岩石容重，取2.5t/n?

k——工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取6-8o

因为工作面支护强度为441.45KN/m2,已知lKN/m2=O.OOIMpa。即0.44MPa,

本面所选用ZY6800/15/27型支架，所选用支架出厂参数的支护强度为1.0

8MPa>0.44MPa,因此架型满足要求。

三、工作面生产能力

一、采煤

采用长壁后退式综合机械化采煤法。两采一准，即两班采煤，

一班准备。

生产能力核算：

本工作面设计平均采高2.25m,工作面走向长1348m,倾向长

194.8m,约590828m3,按每天10个循环，循环进尺0.8m。

工作面日生产能力为：

A=8X0.8X2.25X194.8X1.250X0.97

=3401(t/d)

12

工作面月推进度为：

L月=8X0.8X25=160m

服务期限：

T=1348/200=8.4(月)

二、掘进

巷道掘进采用“三八”制(一天三班，每班八小时)组织生产;

早班半个班检修，半个班生产，中夜班为生产班，检修班每班1个

循环，生产班每班2个循环，循环进尺4.0m。

四、工作面生产系统及生产工艺

一、综采工作面系统

(1)运煤路线：

22104综采工作面运输机一22104运输顺槽转载机-*22104运输

顺槽胶带输送机一主运大巷-*主斜井一上仓皮带一地面原煤仓

(2)运料系统：

采用无轨胶轮车进行材料设备的运输，专用人车接送人员上下

井。

①入井路线

地面工业广场一副斜井一辅运大巷一22104辅运顺槽一联巷

一22104运输顺槽f22104综采工作面

②升井路线

22104综采工作面一22104运输顺槽一联巷一22104辅助顺槽

一辅运大巷一副斜井一地面工业广场

(3)22104工作面割煤工艺

22104工作面为左工作面,采煤机进刀方式为工作面端头斜切

进刀。采煤机在工作面刮板运输机机头和机尾的进刀方式相同。采

煤机割煤工艺过程具体如下(以机头进刀为例)：

13

①斜切进刀

采煤机割透机头煤壁后，右滚筒降下至底板，左滚筒升起至

左摇臂水平位置，反向牵引，沿刮板运输机弯曲段进刀，采煤机逐

渐切入煤壁，机身全部进入直线段后停止牵引。

②割三角煤

采煤机斜切进刀完成后，向机头方向推直刮板运输机，采煤

机右滚筒升起至顶板，左滚筒降下至底板，向运输机机头方向牵引

割煤，割透煤壁后，右滚筒降至底板，割平机头段底板。

③正常割煤

采煤机割透机头煤壁后，右滚筒降下至底板，左滚筒升起至顶板，向运输机

机尾方向牵引正常割煤，跟机移架支护顶板、推溜。

④端头斜切进刀距离的确定

。=2£米+“弯（2.3）

式中

。一进刀距离；

L采一采煤机机身长，最大长度为13.5m；

心运弯一运输机弯曲段长度，取15m。

把以上数据带入式中，得

D=2L采+L运弯=2*13.5+15=42m

为减少运输机弯曲度，进刀距离取46.5m（约31架）。

⑤采煤机割煤及运煤技术要求

a采煤机在工作面两端头10架以内参照巷道顶、底板，保证

过渡段的平缓。

b割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证顺槽

底板到工作面底板平缓过渡，杜绝三角煤割不透、撇底煤事故。

c根据工作面起伏状况，可以适当割顶或割底调整工作面平缓

状况。

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d顶、底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使

推溜产生困难，同时顶、底板不平使支架几何形状不好，仰俯角太

大容易发生空顶、冒顶或采煤机滚筒割顶梁事故。

e正常割煤过程中，液压支架伸缩梁坚持“少收勤打”的原则。

当工作面没有周期来压时一，收伸缩梁不得超过前滚筒10架，伸缩梁

滞后煤机后滚筒不得超过10架；当工作面整体来压或局部来压时，

收伸缩梁不得超过前滚筒5架，伸缩梁滞后煤机后滚筒不得超过5

架，防止伸缩梁收回过多或打出过慢，出现大块离层顶板岩石片帮

煤影响生产。在有大块岩石片帮出现的区域，伸缩梁一次收回一半,

离层片帮掉落后再全部收回伸缩梁。

f采煤机司机割煤时以工作面至高点见底对工作面进行平缓

过渡。调整工作面需要抬刀、落刀时，每次抬、落刀不得超过100mm,

并按“抬（落）一刀，走平一刀”的方法调整，严禁连续抬（落）

刀。原则上来压期间禁止抬落刀。

g必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时截齿磨损量不大

于滚筒截齿数的10%,否则必须及时停机更换截齿。

h工作面遇有坚硬夹肝时，如能降低采高则通过降采高通过。

i斜切进刀时采煤机运行速度不得超过3m/min,正常割煤时

采煤机的运行速度不得超过5m/mino

j运输机机头必须有看守人员，防止大块煤在机头堆煤或堵破

碎机入口。

k保证刮板运输机的平整，不得出现飘溜、凹溜、飘链或局部

起伏太大的现象。

1推移刮板运输机时，机头、机尾推进度保持一致，推移后要

保证呈一条直线。

m若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因将问题处理后

再推溜。

二、综掘工作面系统

工作面采用掘进机装煤,22104辅运顺槽掘进时掘进机铲板部的

两个相互转动的耙爪，把被截割下的煤装到第一部运输机上（该运输

机位于机体中央上部），转载至综掘机二运皮带至可伸缩皮带机上，

15

皮带机将煤卸载至刮板输送机，经运输联巷转载至22104运输皮带

运至主运大巷皮带，最后由主斜井皮带运送至地面。

运煤路线：22104辅运顺槽掘进工作面一可伸缩皮带机一40T刮

板输送机一22104运输顺槽皮带一主运大巷皮带一主运大巷煤仓一

主斜井一地面

生产材料、设备运输路线：地面一副斜井一辅运大巷一22104

辅运顺槽外段一22104辅运顺槽一掘进工作面

五、局部通风设计

掘进工作面风量计算

掘进工作面局部通风系统及通风方式

一、通风方式：掘进工作面的通风方式为压入式通风。

22104辅运顺槽进风:

地面一副斜井一辅运大巷一局部通风机一22104辅运顺槽掘

进工作面

22104辅运顺槽回风：

22104辅运顺槽掘进工作面一回风绕道一回风大巷一回风斜井

f地面

22104运输顺槽进风：

地面一副斜井一辅运大巷一局部通风机一22104辅运顺槽联

巷一22104运输顺槽一掘进工作面

22104运输顺槽回风：

掘进工作面-22104运输顺槽一22104运输顺槽联巷一回风绕

道~回风大巷->回风斜井一地面

二、掘进工作面风量计算原则

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22104综采工作面辅运顺槽及运输顺槽在施工过程中采用压

入式通风，最长供风距离800m。局部通风机移在顺槽内800米处联

络巷处。

每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧

化碳涌出量、工作人数、巷道断面、风速和局部通风机实际吸风量

等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。本矿井为瓦斯

矿井，风量计算以本矿的风量计算办法为依据。

三、掘进工作面需要风量计算

（-）按瓦斯涌出量计算

Q,=100Xkch4Xqw=100Xl.5X0.49m7min=73.5m7min

式中：

100一按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系

数；

q掘一掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取0.49m7min；

*4—综掘工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取1.5；

（二）按二氧化碳涌出量计算

=

Qz67Xq掘XKCO2

=67X1.5X0.24m3/min

=24.12m3/min

式中：Qia一掘进工作面实际需要风量m'/min

67一按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的

换算系数

q掘一掘进工作面回风风流中二氧化碳绝对涌出量0.24m'/min

人。2一综掘工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数，取1.5；

（三）按工作面同时工作最多人数计算：

Q3=4N=4X13=52m7min

式中：

N——掘进工作面同时工作的最多人数，取N=13人

4---每人需风量，m7mino

（四）按工作面最低风速计算

Q（=60XSXV

=60X10.35X0.25m7min

=155.25m,!/min

式中：

60—单位换算系数

V一掘进工作面最低风速m/s;煤巷、半煤岩巷掘进工作面V取

17

0.25m/s；

S一掘进巷道断面积，10.35m?

Q掘取最大值155.25m7min

(五)工作面辅助运输选用防爆柴油机无轨胶轮车1辆

型号：WC1.8J防爆柴油机无轨胶轮车

额定功率：26KW

按照新《煤矿安全规程》要求，使用煤矿用防爆柴油动力装置

机车运输的矿井，行驶车辆巷道的供风量还应当按同时运行的最多

车辆数增加巷道配风量，配风量不小于4n?/min.KW

3

Q5=26X4=l04m/min

故需增加配风量104m3/min

(六)通过计算，取同时满足以上各条件的风量值，确定为掘进工

333

作面需风量Qhf=Q掘+Q5=155.25m/min+104m/min=259.25m/mino

(七)风速验算

根据《煤矿安全规程》中规定的掘进中煤巷和半煤岩巷最低风

速O25m/s(15m/min),最高风速240m/min(4m/s)进行验算：

1).按掘进工作面最低风速验算

Qhf>15Sm3/min=15X10.35=155.25(m3/min)

259.25m3/min>155.25m3/min

式中：S一掘进巷道断面积，10.35m?

2).按掘进工作面最高风速验算

Qhf<240Sm3/min=240X10.35=2484(m3/min)

259.25m3/min<2484m3/min

式中：S一掘进巷道断面积，10.35m2

掘进工作面需风量Qhf=259.25m3/min满足要求。

四、局部通风机的选型

(一)根据掘进工作面计算需要风量Qhf和巷道设计最大供风

距离，计算局部通风机需要吸风量：

Qaf=Qhf/(l-PWm=259.25/(1-3%)9^341.12m7min

式中：

Qaf一局部通风机需要吸风量，mVmin；

Qhf一掘进工作面需要风量，259.25m7min；

m一独头通风百米长度指数(即通风长度为100,200m…700m时,

m=l,2,-7),取9；

P百一柔性风筒百米漏风率，可参照下表。

18

通风距离（m）<200200-500500-10001000-2000>2000

百米漏风率（给<15<10<3<2<1.5

（二）根据上述计算结果，确定该掘进工作面选用FBDNo6.32

X15kW型局部通风机，①800mm胶质阻燃风筒。

型号FBDNQ6.32X15kW隔爆型压入式对旋通风机

功率风量风压转速有效送风距离

2X30kW240-420m7min640-7310pa2900r/min1000m

（三）按照局部通风机实际吸风量计算掘进工作面全风压需要

风量：

Qhf=Qaf+60*0.15Shd=341.1+60X0.25X10.35=496.37（m3/min）

Qhf--局部通风机安装地点的需要风量，m7min

Qaf一局部通风机实际吸风量，m3/min

60—单位换算系数

0.25—有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；

0.25m/s

Shd一局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面面积，取

10.35m2„

（四）局部通风机的选型确定

选择高效率、低噪声对旋式轴流通风机。根据计算工作面所需

的风量，确定施工时选用两台FBDNQ6.32X15kW型对旋轴流式局部

通风机，采用双风机双电源自动切换，一台使用，一台备用，配。

800mm抗静电阻燃胶质风筒布置在巷道前进方向的工作面供风，即可

满足掘进工作面通风需要，局部通风机安装在辅运大巷的新鲜风流

中。

综采工作面风量计算

回采工作面通风系统及通风方式

进风路线：

新鲜风-*辅运（主运）大巷一22104辅运（运输）顺槽->22104

综采工作面

回风路线:

19

22104综采工作面一22104回风顺槽一回风绕道一回风大巷一回

风斜井

反风路线：

回风斜井一回风风门一回风大巷一22104回风顺槽一22104综采

工作面一22104运输（辅运）顺槽一主运（辅运）大巷一主斜井（副

斜井）一地面

一、通风方式

通风方式：22104工作面采用“U”型通风方式。

通风方法：采用全负压通风方法。

二、风量计算

㈠采煤工作面按CH4涌出量确定需风量，其计算公式为：

Q采I=⑼x0xKCH、（41）

式中：

°初一按工作面CH4涌出量计算采煤工作面所需风量，m3/min；

马一采煤工作面回风巷风流中平均绝对CH4涌出量，m3/min,

本面取0.18m3/min；

火叫一采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产

时，连续观测1个月，日最大绝对CH4涌出量和月平均日绝对CH4

涌出量的比值，采煤工作面日最大绝对CH4涌出量为0.18m3/min,

因此KCH4=0.18/0.18=1.0,本工作面取1.6；

100一按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系

数。

带入公式中计算可得：。采।=10°*1xK叫

=100X0.18X1.6

=28.8m3/min

采煤工作面进风流气温与对应风速

表4-1

采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风

采煤工作面采煤方法

量系数

综采工作面1.2〜1.6

炮采工作面1.4〜2.0

20

水采工作面2.0-3.0

㈡采煤工作面按气象条件确定需要风量，其计算公式为：

。采2=mxv采xS采xK采高xK采而长x70%(4.2)

式中：

。来2—按工作面气象条件计算采煤工作面所需风量，m3/min；

v采一采煤工作面的风速，从表4-2中选取，根据矿井实际情况,

井下各工作面进风流的温度均在20℃以下，采煤工作面风速一般选

取Im/s；

$采一采煤工作面的平均有效断面积，按照最大和最小控顶距有

效断面的平均值计算，m2；

K采高一采煤工作面采高调整系数，从表4-3中选取，本工作面

设计采高2.25m,因此取1.1；

K采面长一采煤工作面长度调整系数，从表”4中选取，22104工

作面倾向长度为194.8m,取值为1.2；

70%—有效通风断面系数。

采煤工作面空气温度与风速对应表

4-2

采煤工作面温度℃采煤工作面风速m/s

<201.0

20〜231.0-1.5

23〜261.5〜1.8

26〜281.8~2.5

28〜302.5〜3.0

采煤工作面采高风量系数表4-3

采煤工作面采高m采煤工作面采高风量系数

21

2.01.0

2.0-2.51.1

2.5〜5.0级放顶煤工作面1.2

采煤工作面长度风量系数表

4-4

采煤工作面长

长度风量调整系数(K采面长)

度m

<800.8~0.9

80~1200.9〜1.0

120—1800.95〜1.2

>1801.0~1.4

其中：§采=(Lmax+4in)/2xM

=(5.37+4.57)/2X2.25

=11.18m2

式中：

乙皿一采煤工作面最大控顶距，m,本工作面最大控顶距为

5.37m；

4n一采煤工作面最小控顶距,m,本工作面最小控顶距为4.57m；

M—采煤工作面设计采高，m,本工作面设计采高为2.25m。

带入公式中计算可得：

。采2=60Xv采XS来XK来高XK来而长X70%

=60X1X11.18X1.1X1,3X70%

=671.47m3/min；(实际取672m3/min)

㈢按工作面同时作业的最多人数验算

。采3N4N

式中：

。采3一按工作面同时作业的最多人数计算采煤工作面所需风量，

m3/min；

22

N一采煤工作面同时作业最多人数，本工作面按检修时工作面

最多人员计算；

4一每人需风量，4m3/min。

其中：

N一采煤工作面同时工作的最多人数；按下面公式进行计算

N=N检修班

式中：

%产班一生产班人数最大值，按劳动定员取最大值20人；

“检修班一检修班人数，按劳动定员取最大值30人；

N=30人

带入公式中计算可得：

。采324N=4X30=120m3/min

由以上计算结果可知0采3V。采2,所以工作面需风量取

。泡、°采2、2泪中最大值。采2,所以工作面需风量。栗=672m3/min。

㈣按风速进行验算，工作面需风量应满足以下要求：

60x0.25xS大<Q采V60x4xS小

式中：

S大一工作面有效最大断面积，m2。

S，］、一工作面有效最小断面积，m2o

7。％—有效通风断面系数。

S大=5.37X2.25X70%=8.46

S小=4.57X2.25X70%=7.2

带入公式中计算可得：

60X0.25X8.46-126.9m3/min

60X4X7.2=1728m3/min

23

得出：

126.9m3/min<^=672m3/min<1728m3/min

由以上不等式可得出工作面需风量Q采=672n?/min满足工作面

最高、最低风速验算要求。所以工作面需风量Q采=672m3/min能够

满足工作面正常通风需要。

六、供电系统设计

一、掘进工作面供电设计

供电系统概述及设备选型配置：

工作面掘进机、皮带输送机、刮板机动力电源引自盘区变电所2

回路2#PJG-400/10Y型矿用隔爆型永磁机构高压真空配电装置，局

部通风机专用电源引自盘区变电所1回路9#PJG-300/10Y矿用隔爆

型永磁机构高压真空配电装置。掘进机、胶带机、刮板机采用

KBSGZY-T-630/10/1.14移动变电站供电，电压为1140V。局部通风

机采用KBSGZY-T-400/10/1.14移动变电站供电，电压为1140Vo照

明控制信号采用127V电压供电。供电方式及供电设备明细详见：

1、局部通风机供电：局部通风机高压电源引自盘区变电所1回

路9#矿用隔爆型永磁机构高压真空配电装置，经MYJV22-3*95mm2高

压铠装电缆引至掘进配电点KBSGZY-T-400-10Y/1140型专用移变，

作为局部通风机的工作电源;局部通风机备用电源引自22104掘进6

30kVA动力变压器。

2、22104掘进动力供电：高压电源引自盘区变电所2回路2井矿

用隔爆型永磁机构高压真空配电装置，经MYPTJ-8.7/103*50+3*2

5/3+3*2.5高压橡套电缆引至掘进配电点动力移变KBSGZY-T-630/10

Y°KBSGZY-T-630/10Y/1140型移变通过低压馈电供主辅顺槽综掘机、

顺槽带式输送机、刮板运输机等运输设备用电，同时还为局部通风

机提供1140V备用电源。对运输设备供电及掘进供电均实现风电、

瓦电闭锁。

设备选型配置

22104辅运顺槽掘进工作面设备选型配置情况如下表：

22104辅运顺槽综掘工作面装机总容量为:508.5kW,参见负荷统计

表。

负荷统计表

24

设备电机容量总容量电压等级

设备名称型号

台数(kW)(kW)(V)

掘进机EBZ-160L12612611140

带式运输机DSJ80/40/2X5512X551101140

刮板输送机SGB620/40T155551140

探水钻机ZYJ-420/260115151140

局部通风机FBDNQ6.022*15601140

张紧绞车YBJ7.5-417.57.51140

移动变电站KBSGZY-T-630/1011140

移动变电站KBSGZY-T-400/1011140

馈电开关KBZ-400/114011140

起动器QJZ-12021140

起动器QJZ-80N11140

起动器QJZ-6011140

起动器QJZ-2*120SF11140

照明综保ZBZ-4.0M11140

合计17508.5

变压器的选择：

根据供电系统拟定原则，选择两台移动变电站，其容量分别决定如

下：

1、局部通风机变压器选择：

供电设备用电设备额定功率(kW)额定电压(V)

KBSGZY-T-400/10局部通风机2*151140

合计30

计算电力负荷总视在功率

S=SPN-^lkVA

Cos0

25

式中s一所计算的电力负荷总的视在功率，kVA；

2Px—参加计算的所有用电设备额定功率之和，kW；

Cos9一参加计算的电力负荷的平均功率因数；

（一需用系数。

（按下式进行选择

K,.=0.4+0.6&

诅

式中Ps—最大电机的功率数，kw；

2PN—参加计算的所有电动机的额定功率之和，kW；

则K,-=0.4+0.6X"=0.7

30

Cos9取0.7,心取0.7

电力负荷总视在功率为

S=60义史=60kVA

0.7

400kVA>60kVA

根据计算负荷，选用KBSGZY-T-400/10/1.14型矿用隔爆型移动变电

站一台。

2、掘进机等动力变压器选择：

供电设备用电设备额定功率（kW）额定电压（V）

掘进机2611140

刮板机551140

KBSGZY-T-630/10皮带机1101140

张紧绞车7.51140

探水钻机151140

合计448.5

计算电力负荷总视在功率

S=2PNA-kVA

CosO

式中s一所计算的电力负荷总的视在功率，kVA；

2PN—参加计算的所有用电设备额定功率之和，kW；

Cos0一参加计算的电力负荷的平均功率因数；

（一需用系数。

26

Kr按下式进行选择

K,=0.4+0.6上

不

式中Ps—最大电机的功率数，kW；

2PN—参加计算的所有电动机的额定功率之和，kW；

则（=0.4+0.6X16°=o.61

448.5

Cos。取0.7,G取0.61

电力负荷总视在功率为

S=448.5x2^1=390.84kVA

0.7

630kVA>390.84kVA

根据计算负荷，选用KBSGZY-T-630/10/1.14型矿用隔爆型移动变电

站一台，满足要求。

高压电缆选择与校验

1、局部通风机变压器高压电缆的选择：

①按长时允许电流选择电缆截面

33

Ifh=SPxXKt.X10-?V3uecos0=30X0.7X104-（^X10000X

0.7）=1.73A

式中？PN—参加计算的所有用电设备额定功率之和，kW；

K1一需用系数。

Cos9一参加计算的电力负荷的平均功率因数

查表得矿用高压铠装电缆长时允许载流量95mm2电缆为370A>1.73A,

满足要求。

②按经济电流密度校验高压电缆截面

2

Ae=Ica/Jed=l.73+2.0=0.87mm

A--经济截面

La-—正常运行时，通过电缆的最大长时负荷电流

jed--经济电流密度A/mm2查表得2.0

根据实际情况选用MYJV22-8.7/10kV3X95mm2电缆能够满足要求。

③按允许电压损失校验

△U%=7；（R。+%）tan#

10-3吗

27

=3Px0,45,(0.106+0.04X1.02)X100%=0.0019%<7%

10-3x10000-

AU%——高压电缆线路中的电压损失百分数。

P一一电缆输送的有功功率，千瓦。

Lca——电缆长度，km。

工一一电缆线路的额定电压，Vo

Ro,Xo——分别为电缆线路单位长度的电阻和电抗，Q/km。

tane——电缆所带符合的功率因数对应的正切值。

7%——允许电压损失百分数。

按电压损失校验，满足要求。

④热稳定校验电缆截面

按最大短路容量限制50MVA,最大三相稳态短路电流：

/*=%=.严:6=28874

J3U73x10000

=*\31nmy5加

C73x100

L——短路电流的假象时间，即热等效时间，取0.25s。

C——电缆热稳定系数，铜芯电缆C=100。

热稳定校验电缆截面满足要求。

综上可知高压电缆选择95面可以满足供电要求。

2、综掘机及运输设备变压器高压电缆的选择：

(1)按长时允许电流选择电缆截面

Ifh=SPxXKrX10一百&cos0=448.5X0.61X10”(6X10000X

0.7)=22.57A

式中？PN—参加计算的所有用电设备额定功率之和，kW；

Kr―需用系数。

Cos0一参加计算的电力负荷的平均功率因数

查表得矿用橡套电缆长时允许载流量50mm2电缆为245A>23.12A,满

足要求。

(2)按经济电流密度校验高压电缆截面

2

Ae=Ica/Jed=22.574-2.0=11.29mm

A--经济截面

La-—正常运行时，通过电缆的最大长时负荷电流

jed--经济电流密度A/mn?查表得2.0

28

根据实际情况选用MYPTJ-8.7/103X50+3X25/3+3X2.5电缆能够

满足要求。

(3)按允许电压损失校验

PL

△U%=J；(Ro+Xotan66)

=44p-5x0-45(0.106+0.04X1.02)X100%=0.029%<7%

lO^xlOOOO2

At/%——高压电缆线路中的电压损失百分数。

P——电缆输送的有功功率，千瓦。

Lca——电缆长度，km。

UN——电缆线路的额定电压，Vo

Ro.Xo——分别为电缆线路单位长度的电阻和电抗，Q/km。

tan9——电缆所带符合的功率因数对应的正切值。

7%——允许电压损失百分数。

按电压损失校验，满足要求。

(4)热稳定校验电缆截面

按最大短路容量限制50MVA,最大三相稳态短路电流：

"言xl06=2887A

y/3U73x10000

A_1^7^-2887x7(X252

Amin-—=8.3mm<50W

73x100

短路电流的假象时间，即热等效时间，取0.25s。

C——电缆热稳定系数，铜芯橡套电缆C=100。

热稳定校验电缆截面满足要求。

综上可知高压电缆选择50版，可以满足供电要求。

低压电缆截面选择与校验

1、局部通风机电缆选择：

局部通风机变压器馈出二根干线；

(1)按长时允许电流选择电缆截面

Ica=PN//Ucos0=30+(&X1.14X0.85)=17.87A

选用MYP3X16+1X10mm2电缆，查表得矿用橡套电缆长时允许载流量

得16mm2电缆为85A>17.87A

2、综掘机电缆选择：

29

综掘机等动力设备变压器馈出二根干线；

I2=Pe/百Ucos中=448.5;(GXI.14X0.85)=283.93A

选用MYP3X70+1X25mm2电缆，查表得矿用橡套电缆长时允许载流量

得70mm2电缆为305A>283.93A

按电压损失校验电缆截面

(一)局部通风机允许电压损失为Uy=1200-l140X90%=174V

1、局部通风机变压器电压损失计算：

已知：Ur=0.75Ux=3.929cos6=0.7sin6=0.71

3=Sb/Seb=304-400=0.075

△Ub(%)=B(UrXcos<t>+UxXsin6)(%)

=0.075X(0.75X0.7+3.929X0.71)(%)=0.25(%)

AUb=1200XAUb(%)=1200X0.25(%)=3V

2、电缆压降损失计算：

①、干线电缆压降

px/30xO2

A%=(R0+X。xtan(p)=］心(0.27+0.028xl.02)=1.57V

②、支线电缆压降

△Uzi=(0.06+0.0014xl.02)=9SO：：：0.0614=0必丫

△U=△Ub+△Ugl+△Uzl=3+1.57+0.024=4.6V<174V

经计算电压损失符合《煤矿井下电设计规范》。

(二)综掘机允许电压损失为Uy=1200-l140X90%=174V

1、综掘机变压器电压损失计算：

已知：Ur=0.0.638Ux=3.949cos6=0.8sin6=0.6

6=Sb/Seb=448.54-630=0.71

△Ub(%)=3(UrXcos+Uxsin<t>)(%)

=0.71X(0.638X0.8+3.949X0.6)(%)=2.04(%)

AUb=1200XAUb(%)=1200X2.04(%)=24.48V

2、综掘机电缆压降的损失计算：

①、干线电缆压降计算

px/27359x02

△Ugi—(/?+Xxtan^)=--———(0.063+0.0156x1.02)=3.78V

U«oo1.14

其中：Pe=KxXEPe=0.61X448.5=273.59

②、支线电缆压降计算