西山圪堆煤业综采工作面设计说明书设计说明

工作面概况及地质情况附表1.1概况煤层名称3#煤水平名称+1085采区名称三采区工作面名称13111地面标高（m）1377-1320工作面标高（m）940-950地面位置该工作面位于店上采区集中回风巷东北方向，工作面西侧与原店上矿309回采工作面采空区相邻，东侧及切眼为原店上矿313回采工作面采空区。上覆2#煤层12111工作面采空区，与3#井下位置及四邻采掘情况该工作面位于店上二采区集中轨道巷东南方向，工作面左侧与原店上矿309回采工作面采空区相邻，间距12m，右侧为实煤区，切眼与安泽安鑫煤业有限公司（原安泽桦林煤业）相邻。与3#煤层间距8-10m。走向长（m）310-302301.5倾斜长（m）70面积（m²）21105煤层情况煤层总厚（m）1.35-2.051.65煤（矿）层结构（m）煤（矿）层倾角（°）1°-6°1.45简朴4°概况：该工作面所掘为3#煤层，煤层结构简朴，煤层倾角1°-6°，平均4°，煤层厚度在1.35-2.05m之间，平均厚度1.65m，属稳定煤层。煤层顶底板情况顶板名称顶底岩性厚度（m）岩性特性老顶粉砂岩8.5黑灰色，夹细粒砂岩薄层，含少量云母碎片及植物化石，松软。（2#煤层回采已破坏）直接顶泥岩4.35黑灰色，断口平坦，含少量植物茎化石，松软伪顶炭质泥岩0-0.50灰黑色，性脆，容易冒落。直接底泥岩4.2灰黑色。断口平坦，含少量植物根化石碎片，松软老底粉砂岩3.85灰黑色，夹细粒砂岩薄层，含少量植物茎化石，松软附表1.2地质构造情况该工作面地质构造概况1、总体为单一斜构造，煤层倾角1°-6°，平均4°。2、断层：掘进工程中轨道顺槽揭露三条小断层，对掘进影响不大。3、陷落柱：预计掘进工程中将穿越20m长的陷落柱，13111轨道顺槽开口位置为陷落柱中心位置。断层编号性质走向倾向倾角（°）落差（m）对掘进影响限度F1正断层南西南东400.5较大F2正断层南西南东400.5较大F3正断层南西南东400.5较大地质构造情况陷落柱编号预计陷落柱中心位置预计巷道穿越陷落柱长度（m）长轴（m）短轴（m）面积（m²）1轨道联络巷开口位置2054401800褶曲褶曲名称轴部位置轴向两翼倾角附表1.3水文地质情况及探水措施水文地质情况：1、该工作面水文地质条件相对简朴，上覆砂岩含水层均为弱水层，地面无河流水域，工作面整体呈单斜构造，东西两侧及上覆2#煤层均为采空区，对施工影响较大。2、轨道顺槽及切眼掘进时，北侧为原店上矿309工作面采空区，预计有老空积水，掘进过程中要坚持“双探”及停允掘制度。3、皮带顺槽掘进时，南侧为原店上矿313工作面采空区，预计存在老空积水，掘进过程中仍要坚持“双探”及停允掘制度。4、13111工作面上覆12111工作面采空区，在13111轨道和皮带顺槽掘进期间，要对上覆12111采空区积水观测放水孔。措施:1、掘进过程中排水设备要及时跟进工作面，排水能力不能小于30m3/小时，以便排出工作面积水。2、掘进过程中要加强水文地质观测，如顶板淋水或煤帮渗水异常要及时停止掘进，报告有关单位。3、采空区防水前，要先挖好水仓，安顿好排水管路，出水量大时，要设立孔口管，控制排水量。4、掘进工程中要坚持物探加钻探的“双探”原则，严格贯彻钻孔验收、移交及停允掘制度。5、探放水措施与设计，掘进、回采前另行出设计。6、巷道开口生产科、地质科要认真核算掘进方位。最大涌水量15m3/小时正常涌水量3m3/小时瓦斯绝对涌出量3m3/min、相对涌出量8.64m3/t煤（矿）尘煤尘有爆炸性煤的自燃（矿层裂隙）自燃倾向为Ⅱ级，为自燃煤层。地温10℃-16℃地压正常附表1.4储量预算块段号走向长（m）倾斜长（m）斜面积（m²）煤层厚容重（t/m3）工业储量回采率（%）可采储量（t）1310-302301.570211051.651.37477089545322问题及建议1、工作面3#煤层顶板节理裂隙较为发育，掘进工程中（特别是遇地质构造或顶板破碎时）要加强顶板支护，防止冒顶事故发生。2、该工作面南北两侧均为采空区，瓦斯涌出量较高，需在掘进工程中加强通风管理。3、掘进过程中如顶板淋水或煤帮渗水异常要及时停止掘进，报告矿调度，待查明因素后或进行探放水后，再进行掘进。4、轨道顺槽开口过陷落柱，掘进过程中严制定专门安全技术措施。5、掘进工程中严格执行“双探”原则，严格贯彻钻孔验收、移交及停允掘制度。附图图名比例尺13111工作面掘进布置平面图1:100013111工作面轨道顺槽、皮带顺槽、切眼剖面图1:100013111工作面综合柱状图1:100013111工作面井上下对照图1:1000第二章工作面巷道布置及准备第一节巷道布置我矿为低瓦斯矿井，采用“三进一回”的通风方式。布置采区集中皮带运送巷、采区集中轨道巷及分区采区回风巷。其中采区集中皮带运送巷，服务于整个矿井的运煤；采区集中轨道巷服务于运料系统。在采区集中轨道巷与采区集中皮带巷联络横川之间布置有一个中央水仓及一个采区水仓；集中轨道巷和一采区回风巷之间布置三个变电所，即1#变电所、2#变电所、3#变电所。根据矿井巷道布置及瓦斯情况，工作面布置为轨道顺槽和皮带顺槽两条巷道，采用“一进一回”的“U”型通风系统；在顺槽尽头布置切眼连通轨道顺槽和皮带顺槽，构成工作面运送及通风系统；工作面回风通过原有回风联络斜巷直接到一采区回风巷形成工作面回风系统。掘进工程量见表2.1巷道名称轨道巷、联络巷皮带顺槽切眼其它硐室总工程量工程量（m）341.283017021733.28支护形式全锚、11#工字钢全锚全锚全锚全锚第二节工作面参数一、采长该工作面位于采用集中回风巷东北方向，工作面切眼为原店上矿313工作面采空区或其他等因素，拟定工作面采长为70m。二、走向长度根据矿井边界保护煤柱位置和原矿巷道的拟定保护煤柱的位置，拟定工作面可采平均走向长度301m。三、采高该工作面煤层厚度为1.35－2.05m，平均1.65m，设计采用综采一次采全高工艺，采高1.35-2.05m，平均采高1.65m。四、煤柱尺寸根据《煤矿工程设计手册》区段煤柱一般留设宽度为5—20m，3＃煤为中厚煤层，根据生产实践经验留设20m煤柱。轨道巷与原店上煤矿309采空区工作面之间留设煤柱中对中12m；回风顺槽与313采空区保护煤柱为中对中12m；与山西安鑫煤业井田边界保护煤柱留设30m。第三节巷道断面设计根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况，设计巷道均采用矩形断面，本设计参考《采矿工程设计手册》2023版进行设计。一、回风顺槽断面设计㈠、巷道净宽B＝a+b+c式中：B---巷道净宽；a1---非人行道侧宽度，取1.0m；b---抽放管路宽度取1.60m；c1---人行道侧宽度，取1.0m；将以上数据代入公式:B＝1.0+1.6+1.0＝3.6m通过计算拟定回风顺槽宽度为3.6m。㈡、巷道高度按设备最大高度验算：H＝h1+h2+h3式中：h1---设备高度，取1.6m（转载机高度）h2---设备顶端距巷道顶板高度0.5m；h3---锚杆、锚索外露长度，取0.5m；将以上数据代入公式:H=1.6+0.5+0.5=2.6m。通过计算拟定施工高度为2.6m，亦可以满足回风规定。㈢、巷道断面S＝B×H=3.6×2.6＝9.36m2。㈣、风速验算V皮=Q皮/(60×S)式中：Q皮---皮带巷设计配风量，200m3/min（见第五章）；V皮---皮带巷风速；将以上数据代入公式:V皮=Q皮/(60×S)＝200/(60×9.36)＝0.35m/s由于0.25m/s＜0.35m/s＜4m/s，该巷道可以满足通风规定。二、轨道顺槽断面设计㈠、巷道净宽B＝a+b+c式中：B---巷道净宽；a---轨道宽1.2mb---管线吊挂0.5mc---人行道距轨道之间距离取1.9m将以上数据代入公式:B＝1.2+0.5+1.9＝3.6m；工作面设备配套以及计划采用EBZ132二代掘进机掘进等因素，设计轨道巷宽3.6m。㈡、巷道高度该工作面3#煤层为中厚煤层，煤层厚度1.4-2m，巷道跟顶拉底掘进。又根据煤矿规程有关规定，中厚煤层设计巷道为2.6m按设备最大高度验算：H＝h1+h2+h3式中：H---巷道高度；h1---所运送设备最大高度，取1.8m；h2---巷道底板距轨面高度，取0.36m；h3---锚杆、锚索外露长度，取0.3m；将以上数据代入公式:H=1.8+0.36+0.3=2.46m；考虑巷道受压后变形因素，设计巷道高度为2.6m。巷道设计高度可以满足运送设备规定。㈢、巷道断面S＝B×H=3.6×2.6＝9.36m2。㈣、按风速进行验算V轨=Q轨/(60×S)式中：Q轨---回风顺槽设计配风量，200m3/minV轨---轨道巷风速；将以上数据代入公式:V轨=500/(60×9.36)=0.35m/s；0.25m/s＜0.35m/s＜4m/s，故轨道顺槽断面设计合理。三、切眼断面设计㈠、切眼净宽支架最低高度1.1m时，长度为4.66m，考虑安装影响，切眼宽度设计为5.4m；㈡、切眼高度切眼跟底掘进，设计高度为2.4m。㈢、切眼断面S＝B×H=5.4×2.4＝12.96m2。㈣、按风速进行验算V切=Q切/(60×S)式中：Q切---切眼设计配风量同轨道巷，200m3/min（见第五章）V切---切眼风速将以上数据代入公式:V切=600/(60×12.96)=0.77m/s0.25m/s＜0.77m/s＜4m/s，故切眼断面设计合理。四、其它硐室断面设计绞车硐室：净宽3.6m，净高3.0m，深3.0m；油脂库、材料库、水仓、净宽3.6m，净高3.0m，深3.0m。五、巷道参数汇总一览表巷道参数汇总一览表表2.2序号巷道名称设计高度设计宽度断面积备注1轨道顺槽2.6m3.6m9.36m22回风顺槽2.6m3.6m9.36m23切眼5.4m2.4m12.96m24绞车硐室/油脂库2.6m3.6m9.36m2深3m第四节巷道支护设计一、巷道支护设计1、支护设计理论本工作面根据悬吊理论设计支护参数。（参考袁和生编《煤矿巷道锚杆支护技术》1997版）2、参数计算依据及环节锚杆支护设计重要是拟定破坏区的范围值（巷帮破坏深度C，顶板破坏高度b）、载荷值（顶板载荷集度Qr，巷帮载荷集度Qs），以及锚杆支护的具体参数。根据工作面巷道布置位置，运送顺槽受采动影响最大，故一方面拟定运送顺槽的支护参数。（1）、巷道两帮破坏深度C的拟定 式中：Kσ---应力集中系数，Kσ＝Ks×Ka=2.8×1.114=3.6792；Ks---与巷道断面形状有关的应力集中系数，选取2.8；Ka---受临近工作面采空区影响的系数，由下式拟定：X---煤柱实际宽度，X＝10m；σrm---老顶单向抗压强度，σrm=60MPa;h---采高,取最大采高，h＝1.75m；hi---直接顶厚度，取5.00m；σcc---被巷道切割的煤层单向抗压强度，σcc＝10MPa；γ---巷道上覆岩层的平均容重，25kN/m3；H---巷道埋深，280m；α---煤层倾角，3°;hc---被巷道切割的煤层厚度，1.18m；l---巷道切割煤层（岩层）的最大宽度，3.7m；μ---煤层波松比，取0.45；φ---煤层内摩擦角，45°；代入数据，得C＝1.198m表2.3应力集中系数Ks的选取巷道形状炮掘机掘矩形2.82.3斜矩形2.52.0拱形1.81.5表2.4煤层的波松比μ煤层强度σcc（MPa）<1010－2020－30>30μ0.50.450.40.3（2）、巷道顶板破坏高度b的拟定对于顶板为均质岩层，b由下式拟定式中：a---悬臂岩层的半跨距，2.0m；C---巷道两帮破坏深度，1.236m；λ---考虑水平应力作用的巷道侧压系数，＝0.818；表2.5节理、层理发育限度分级表节理、层理分级ⅠⅡⅢⅣⅤ发育限度分级很不发育不发育中档发育发育很发育节理间距D1（m）>31－30.4－10.1－0.4<0.1分层厚度D2（m）>21－20.3－10.1－0.3<0.1Ky—顶板岩层完整系数，与岩层节理裂隙、分层厚度与强度等因素有关，可由下式拟定 ＝0.681D1---节理间距，选取，0.9m；D2---分层厚度，选取，0.85m；σcr---顶板岩层单向抗拉强度，60MPa；将以上数据代入公式:b=0.751m（3）、顶板载荷集度Qr的拟定顶板载荷集度（4）、巷帮载荷集度Qs的拟定两帮均为煤层时巷帮载荷集度（5）、顶板锚杆参数的设计由于顶板破坏高度在0.2m～1.6m之间，所以按下列方法拟定支护参数：锚杆长度Lbr：Lbr＝b+△＝0.703+1.15＝1.853m 式中：△---锚杆外露长度与锚固段长度之和，取1.15m。根据施工情况，顶锚杆选用长度为2.0m,可以满足顶板破坏规定。②锚杆杆体直径d：根据杆体承载力与锚固力等强度原则拟定。式中：d---锚杆杆体直径，mm；Q---锚固力，由拉拔实验拟定105kN；---杆体材料抗拉强度，340MPa。将数据代入上式得：d=19.74mm因此，顶锚杆直径选取200mm。③锚杆排距Dr： ＝1.391m，因此锚杆排距取0.8m可满足规定。式中：Dr---锚杆排距，m；Pr---锚杆拉拔力，Φ20mm螺纹钢锚杆105kN；K---安全系数，取3。④每排锚杆根数N：式中：N---锚杆个数，根；K---安全系数，取5；Qr---顶板载荷集度，90.253kN/m；Dr---锚杆排距，1.0m；Pr---锚杆拉拔力，Φ20mm螺纹钢锚杆105kN；取5根可满足支护规定。⑤顶板支护形式的拟定根据以上计算，顶板采用5根Φ20×2023螺绞钢锚杆支护，间排距800×800mm。巷道顶板支护形式拟定为锚杆、钢带、金属网联合支护。⑹、帮锚杆支护参数的拟定由于0.3＜C＜1.5m，按下述方法拟定支护参数：①锚杆长度Lbs＝C+△＝1.198+0.55＝1.748m，取2.0m。式中：△---锚杆外露长度与锚固段长度之和，取0.55mm。②锚杆杆体直径d：式中：d---锚杆杆体直径，mm；Q---锚固力，由拉拔实验拟定105kN；---杆体材料抗拉强度，340MPa。将数据代入上式得：d=19.739mm,选取20mm。③每排锚杆根数式中：s---锚杆个数，个；K---安全系数，取5；QS---两帮载荷集度，QS＝21.965kN/m；Dr---锚杆排距，Dr＝1.0m；Pr---锚杆拉拔力，Φ20mm螺纹钢锚杆105KN；考虑巷道高度及采动影响等因素，帮锚杆每排选取2根。④两帮支护形式的拟定根据以上计算，两巷均采用Φ20×2023螺纹钢锚杆支护，帮锚杆间排距800×800mm。巷道两帮支护形式拟定为锚杆、钢带、金属网联合支护。矩型布置，最上排锚杆距顶板400mm。⑤锚杆打设方法：1、打顶锚杆：采用YTP—28型气腿式凿岩机与FT140型气腿配套打眼，钻头为φ25mm的双头钻头，钻杆为φ20mm×2023mm的空心钻杆。眼深为1.95m，规定打一个眼，注一根锚杆。药卷采用MSCK2360，注入顺序为先注入一卷MSCK2360树脂药卷，再注入一卷MSK2360树脂药卷。注锚杆时，搅拌时间为35s，等待时间为300s，锚杆必须顶透力矩螺母，外露长度以露出托片不超50mm为准，打设的锚杆要用BK42矿用气动扳机套在力矩螺母上逐根紧固，并用力矩扳手检测，初锚力必须达成209N·m，锚固力达成105KN。2、打帮锚杆：两帮打设锚杆眼都使用MQS－50型风煤钻配合φ20mm的1800mm、2023mm长的空心软岩细钻杆。钻头采用φ25mm的双头钻头。两帮眼深为1950mm,每眼注入一根MSCK2360树脂药卷。注入锚杆，搅拌时间为30s，等待时间为480s方可安装树脂复合托片（回采帮）和铁托片（煤柱帮）,最后用BK42型矿用气动扳机套在力矩螺母上逐根紧固，并用声控力矩扳手检测，煤柱帮锚杆预紧力达成209N.m,锚固力达成80KN，回采帮锚杆预紧力达69N.m，锚固力达成50KN。外露长度以顶透力矩螺母，露出托片不超过50mm为准。托板与帮面应完全密贴，帮托板与岩面不准出现点、线接触，打一个锚杆眼注一根锚杆。3、打角锚杆：角锚杆同样使用MQS-50型风煤钻配合φ20mm长的空心软岩细钻杆，钻头采用φ25mm的双头钻头。角锚杆眼深为1950mm、角度为75°，每眼注入一根MSCK2360树脂药卷。注入锚杆，搅拌时间为30s，等待时间为480s方可安装铁托片,最后用BK42型矿用气动扳机套在力矩螺母上逐根紧固，并用声控力矩扳手检测，煤柱帮锚杆预紧力达成209N.m,锚固力达成80KN，外露长度以顶透力矩螺母，露出托片不超过40mm为准。托板与帮面应完全密贴，不准出现点、线接触。二、轨道巷支护设计将X=10m，a=3.6m，l=2.6m代入到上述拟定两帮破坏深度C、顶板破坏高度b公式中得，C=1.174m；b=0.0.721m。经计算，巷帮载荷集度QS=109.452KN/m；顶板载荷集度Qr=21.57KN/m。拟定顶板支护形式为锚杆支护，顶板采用五根矩形布置，∮20×2023螺纹钢锚杆支护，间排距为0.8m×0.8m。两帮支护形式的拟定根据以上计算，煤柱帮采用两排Φ20×2023螺纹钢锚杆支护，工作面帮采用两排Φ20×2023玻璃钢锚杆支护，帮锚杆间排距800×800mm。巷道两帮支护形式拟定为锚杆、钢带、金属网联合支护。矩型布置，最上排锚杆距顶板400mm。锚杆打设方法同回风顺槽。三、切眼支护设计根据邻近工作面切眼压力显现情况，设计切眼顶板采用“锚杆、金属菱形网、戴帽点柱”联合支护，顶板采用Φ20×2023mm螺纹钢锚杆支护，间排距800×800mm。落山帮采用两排Φ20×2023mm螺纹钢锚杆，回采帮采用两排玻璃钢锚杆支护，间排距800×800mm，矩型布置，最上排锚杆距顶板300mm。为增强切眼整体承压能力，在切眼施工一排戴帽点柱，采用DZ-2.5单体液压支柱，柱距为2.0m，柱帽规格600×200×100mm。队组在施工过程中必须加强顶板观测，发现顶板下沉、点柱变形、断裂、弯曲等情况时，必须立即停止作业，报告矿相关部门，采用相应安全措施，防止顶板垮落。四、联合支护参数联合支护参数表2.6名称轨道顺槽回风顺槽切眼位置顶板两帮顶板两帮顶板两帮支护形式锚杆钢带金属菱形网锚杆、钢带金属菱形网锚杆钢带金属菱形网锚杆钢带金属菱形网锚杆、钢带金属菱形网、戴帽点柱锚杆、钢带、金属菱形网/锚杆锚杆材质高强螺纹钢高强螺纹钢玻璃钢锚杆高强螺纹钢高强螺纹钢/玻璃钢锚杆高强螺纹钢高强螺纹钢/玻璃钢锚杆锚杆规格（mm）Φ20×2023Φ20×2023Φ20×2023Φ20×2023Φ20×2023Φ20×2023锚杆间排距(mm)800×800800×800800×800800×8008000×800800×800锚杆每孔药卷个数MCK2360型1卷MCK2360型1卷MCK2360型1卷MCK2360型1卷MCK2360型1卷MCK2360型1卷备注顶板不完整、顶板冒落或遇地质构造时，顶、帮锚杆排距缩为600mm。五、特殊情况下巷道支护1、巷道开口及交岔点支护⑴、巷道开口前要提前加固开口处支护，所有原巷道支护更换，失效锚杆所有补打，并补打锚索加强支护。⑵、采用小循环作业，循环进度0.8m。⑶、顶板补打锚索Φ17.8×4800mm，两帮加挂金属菱形网。⑷、开口5m后正常支护。⑸、轨道联络巷开口时遇有陷落柱顶板破碎严重，上述支护不能满足支护规定期，加套11#工字钢对棚进行支护，棚距800m。2、工作面过断层、破碎带等条件下巷道支护⑴、顶板不完整、顶板冒落或遇地质构造时，顶锚杆间、排距为800×600mm，锚索间排距为800×800。⑵、采用小循环作业，循环进度600m。⑶、顶帮破碎严重，上述支护不能满足支护规定期，加套11#工字钢对棚，棚距800m。3、皮带头支护⑴、为满足设备规定，开口20m范围内巷道宽度4.0m。⑵、顶锚杆间排距800×800mm。⑶、两帮加挂金属菱形网支护,并喷砼形成不燃性支护。4、其它硐室支护绞车硐室、水仓均采用“锚杆、钢带、金属菱形网”联合支护形式，顶锚杆选用Φ20×2023mm螺纹钢锚杆，间排距800×800mm，矩形布置；两帮采用两排Φ20×2023mm螺纹钢锚杆加钢金属菱形网支护，锚杆间排距800×800mm，矩型布置，最上排锚杆距顶板400mm，并喷砼封闭形成不燃性支护。六、矿压监测巷道掘进时，在工作面皮带巷、轨道巷、每隔50m安装一组顶板离层指示仪（型号ZL-Ⅱ型）两巷共安设12组、锚杆测压计进行矿压监测，并对观测数据及时进行分析解决，工作面安装KJ345矿用液压支架压力倾角监测系统。附：1、13111工作面矿压监测监控示意图。第五节巷道工程量及准备期一、巷道工程量1、巷道总长掘进巷道总长＝轨道顺槽+皮带顺槽+轨道联络巷＋切眼＝301+301+39＋70＝711m2、硐室总长硐室总长＝油脂+备件库+水仓＝3×7＝213、总工程量总工程量＝巷道总长+硐室总长＝733.28(m)二、工作面准备工期1、巷道掘进期先掘进13111工作面轨道联络巷全长40m,轨道、回风顺槽两条巷道均未开始施工，轨道、回风顺槽均采用机掘施工，2023年1月26号至2023年5月1号施工完毕。（预计天天10m，需要73天）第三章采煤方法第一节采煤工艺工作面采用走向长壁后退式一次采全高所有跨落法的综合机械化采煤方法。采用双滚筒采煤机从轨道巷机窝斜切进刀，刮板输送机运煤，支撑式液压支架进行支护顶板，所有跨落法解决采空区。一、采高该工作面采高为1.35—2.05m，平均采高1.65m。二、割煤采用双滚筒采煤机从轨道巷机窝斜切进刀，双向穿梭式割煤工艺，往返一次割两个循环，循环进度0.6m。三、拉架采用本架操作、追机移架方式拉架。四、移溜工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，移溜方式采用支架推移溜子。五、采场支护工作面支护采用46台ZY3600/11/25液压支架支护。两端头各采用一台ZYT3600-14/28液压支架支护。六、采空区解决采空区解决采用所有冒落法。第二节设备配备情况13111综采工作面设备的选型，必须从矿井实际生产情况出发，选择技术上先进，经济上合理，成套性好，通用性强，操作维护方便的标准化系列设备。表3.1工作面设备配备表名称型号数量备注采煤机MG170/410-WD1部410KW刮板运送机SGZ-630/2201部110KW液压支架ZY3600/11/2544架液压支架ZY3600-14/282架转载机SZB-730/751台75KW胶带运送机SSJ-800/2*551部2×55KW乳化液泵BRW200/31.52台75KW乳化液箱RX200/16A1台容量1600ml加压泵XPB-250/552台37KW移变KBSGZY-630/101台二次测电压1140V移变KBSGZY-500/10/11401台二次测电压1140V组合开关QJZ2-2023/11401台采煤机、乳化液泵、加压泵、控制台用磁力启动器QBZ2-120/11401台转载机用QJZ-400/11401台破碎机用QBZ2-80N/6601台皮带涨紧绞车用QBZ2-80N/6601台回柱绞车用QBZ-120/6601台皮带用软起动器QJT-250/11402台刮板机用通讯、控制一体化系统KTC1011台综保ZBZ-4.0/11401台照明用支架监测系统KJ3451套监测顶板压力传输分站KJ345F11台监测顶板压力压力监测分站KJ345F26台监测顶板压力本安型传感器GPD6012个监测顶板压力第三节重要设备选型综采工作面设备的选型，必须从矿井实际生产情况出发，选择技术上先进，经济上合理，成套性好，通用性强，操作维护方便的标准化系列设备。一、液压支架1、选型原则①支护强度与工作面矿压相适应；②支架结构与煤层赋存条件相适应；③支护断面与通风规定相适应。2、拟定支架性能参数(1)支架支护强度P＝n·∑h·r式中：P---支护强度，t/m2；n---增载系数，一般取2；R---直接顶岩石容重，即25kN/m3；∑h---直接顶厚度取值5m；K---碎胀系数，取1.25P＝2×5×25＝250kN/m2(2)工作阻力Q=P(b+L)B/n式中：Q---液压支架额定工作阻力，kN；P---支护强度，取计算值250kN/m2；b---端面距，取0.34m；L---顶梁长度，取3.88m；B---支架中心距，取1.5m；n---支架效率，取0.98；将以上数据代入公式:Q=1615kN根据上述规定，选择ZY3600－11/25型液压支架，其重要参数如下：表3.2ZY3600－11/25型液压支架的技术特性表项目技术特性单位型号ZY3600－11/25高度1100～2500mm宽度1420～1590mm中心距1500mm初撑力3009kN工作阻力3600kN平均支护强度0.43～0.51Mpa对底板比压1.57～1.63Mpa供液泵压31.5Mpa重量9.8t操作方式本架操作二、采煤机1、选型原则采煤机选型要适合特定的地质条件，并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等重要参数要选取合理，有较大的合用范围，满足工作面生产能力的规定。2、拟定采煤机性能参数(1)采高采煤机的采高应与煤层厚度M的变化范围相适应，由于浮煤和顶板下沉的影响，工作面的实际高度会在开采过程中变小，为保证采煤机可以正常工作，采高Ht与煤层厚度M应保持下列关系Htmin＝Mmin/（1.1～1.2）=1.10/（1.1～1.2）=1.0～0.925Htmax＝Mmax/(0.9～0.95)=1.25/(0.9～0.95)=1.39～1.32式中：Htmin、Htmax---采煤机最小、最大采高，m。(2)截深采煤机截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距有关。高产高效工作面均采用现代化的大型设备，采煤机的截深和步距应保证工作面尽也许的循环产量，初步设计选定为600mm。(3)牵引速度Vg=QH/（60MBKγ）式中：Vg---采煤机所需牵引速度，m/min；Qh---工作面小时产量，Qh＝909.1/18=50.5t/h；M---采高，取工作面平均煤层厚度1.18m；B---截深，600mm；K——工作运用时间系数取0.6γ---煤容重，1.39t/m3；将以上数据代入公式:Vg=1.77m/min(4)装机功率N＝60BMVHw／3.6式中：N---电动机功率，kW；Hw---能耗系数，根据煤质硬度情况按1.1～4.4选取；将以上数据代入公式:N=64.5×0.6×1.18×1.77×4.4/3.6=98.8kW根据上述计算，选择MG160/380—WD型采煤机，可以满足生产规定，其重要参数见表4.3：表3.3 MG170/410—WDK型采煤机重要技术特性型号MG170/410-WDK单位采高1.152～2.5m煤层倾角≤35°普氏硬度（f）≤4――截深630mm滚筒直径1250mm牵引方式摆线轮销轨式牵引调速方式开关磁阻电机调速牵引力150kN牵引速度0～5m/min摇臂摆动角上45.8、下18°机面高度1207mm下切深度300mm装机总功率380kw电压1140V截割电机功率170×2kw喷雾灭尘方式内、外喷雾――总重26t三、刮板输送机1、选型原则①刮板输送机的运送能力应大于采煤机最大生产能力，一般取1.2倍；②要根据刮板链的负荷拟定链条数目，结合煤质硬度选择链子结构型式；③应优先选用双电机双机头驱动方式；④应优先选用短机头和短机尾；⑤应满足采煤机的配合规定。2、拟定刮板输送机运送能力(1)工作面输送机运送能力Qb1＝KcKyKsQh式中：Kc---采煤机与输送机的相对修正系数；Kc＝Vg／（Vg±Vn）=0.92×60/（0.92×60+1.32）=0.98Vg、Vn---输送机链速和割煤速度，它们方向相同时取“-”，相反取“+”；Ky---输送机的装载不均匀系数，取1.5；Ks---考虑煤层倾角及运送方向的不均衡系数，Ks＝0.9；将以上数据代入公式:Qb1＝114.1t/h(2)根据工作面生产能力拟定的输送机能力Qb2=Qaf/（hk）式中：Qa---工作面日产量，909.1t/天；f---能力富裕系数，1.2；h---日工作时间，18h；K---开机率，0.6;将以上数据代入公式:Qb2=173.13t/h刮板输送机的运送能力必须大于max｛Qb1，Qb2｝=173.13t/h，才干满足生产的规定。2、拟定刮板输送机长度设计工作面长度为111m，刮板输送机的出厂长度必须满足工作面的设计长度，才干满足生产的规定。3、拟定刮板输送机功率N1＝KaK0LV[q（f1cosα±sinα）+2q0f2cosα]／102/Kd式中:q0---刮板输送机每m刮板链的重量，13.7kg/m；q---每m刮板输送机负荷kg；q＝Qb／3.6V=50.5/3.6/0.92=15.25V---链速，0.92m/s；L---刮板输送机的铺设长度，111m；f1---煤与刮板之间的摩擦因数，取0.7；f2---金属板之间的摩擦因数，取0.4；α---输送机的倾斜坡度，6度；Ka、Kb---功率备用系数，分别取1.15、1.20；Kd---传动效率，取0.83；K0---刮板弯曲段阻力因数，可取1.12。将以上数据代入公式:N1=105.2kW根据上述计算，选择SGZ-630/220型刮板输送机，可以满足工作面的生产规定，重要技术参数见表4.4。表3.4SGZ-630/220型刮板输送机技术特性表型号SGZ-630/220单位设计长度200m运送能力400t/h链速0.92m/s链间距120mm电动机型号YSB-110功率2×110kw转速1475r/min电压1140v减速器速比39.737：1中部槽规格1500×630×252mm圆环链规格φ26×92mm刮板链形式中双链四、胶带输送机、转载机选用SZB-730/75型转载机一部、SSJ800/2×55胶带运送机一部。转载机、胶带输送机和破碎机的具体技术特性见表3.5、表3.6。表3.5SZB—730/75型转载机重要技术特性表序号内容技术特性1型号SZB—730/752输送能力（t/h）7303铺设长度（m）254搭接长度（m）125电机功率（KW）756链速（m/s）1.337刮板链形式边双链9机头距地面最大高度（mm）160010机头最大宽度（mm）171011爬坡角度（°）10表3.6SSJ800/2×55胶带运送机重要技术特性表序号内容技术特征1型号SSJ800/2×552输送能力（t/h）4003输送距离（m）8004带速（m/s）25最大坡度（°）±36带宽（mm）8007胶带类型阻燃输送带8储带长度（m）1009电动机功率（KW）2×5510电压（V）660五、“三机”几何关系配套按照13111采煤工作面采煤机，液压支架的和刮板输送机的整体配套，从顶板管理角度出发，支架前柱到煤壁的无立柱空间宽度愈小愈好。附：13111综采工作面支架布置与三机配套图。第四节设备安装一、运送路线工作面设备经地面装车，沿下列路线运至工作面：地面→回风立井→集中轨道巷→13111轨道联络巷→安装地点。二、安装顺序皮带机尾→转载机→破碎机→刮板运送机机头及中间部→液压支架→采煤机→刮板运送机机尾。皮带机尾→皮带中间部→皮带头。附：13111综采工作面设备安装示意图。第五节工作面生产能力一、工作面单产工作面日产量按下式计算：A=NLSMγCK式中：L---工作面长度,70m；S---截深,0.6m；M---采高,1.65m；γ---煤的视密度，1.37t/m3;C---工作面回采率,0.97;K---生产不均衡系数,取1.2;N---采煤机日进刀数；取6刀。K1---事故相应系数，0.6～0.8；t1---检修时间，8h；td---截割一刀所需时间，min；l---缺口长度，15m；V1---采煤机工作速度，1.77m/min；t2---进刀时间，涉及移机头及\自开缺口，取45min；k2---每刀辅助工作系数，约1.3～1.5，取1.4；将以上数据代入公式:A=569t经计算，日产量为568t。二、采煤机生产能力当采高与截深一定期，采煤机的割煤牵引速度直接影响采煤机割煤能力。13111工作面采用中间斜切进刀双向割煤方式，往返一次割两刀煤。采煤机割煤牵引速度为1.77m/min时，平均割一刀煤用时76min，日产量为1048t。MG170/410—WD采煤机牵引速度为0～5m/min，根据该型号采机在本采区其它工作面的使用情况，采机工作时的平均牵引速度为2～3m/min，因此可以满足每日6刀的割煤规定。采煤机平均割煤能力qg=60·Bg·Hg·γ.Vg×0.7式中:Bg---截深，0.6m；Hg---采高，1.65m；Vg---采煤机工作平均速度，1.77m/min；将以上数据代入公式:qg=83t/h则生产能力为：6×95=569t/天三、运送机能力工作面采用SGZ-630/220型中双链刮板输送机，该输送机输送能力为400t/h，大于采机割煤能力，可以满足规定。四、转载机工作面采用SZB-730/75型转载机，该输送机输送能力为630t/h，可以满足规定。五、破碎机工作面采用PCM-110型锤式破碎机，破碎能力为400t/h，是SZB-730/75型转载机的配套设备，输送能力可以满足规定。六、胶带输送机工作面顺槽采用SSJ800/2×55型胶带输送机运送，工作面作业方式采用“三八”制，两班出煤，一班检修。小时运送能力按下式计算：式中：A---小时运送量，t/h；k---输送机负载断面系数，取400；B---输送机带宽，0.8m；v---输送机带速，2m/s；C---输送机倾角系数，取1；K1---运送不均匀系数，1.2；γ---松散煤堆容重，0.85t/m3；将以上数据代入公式:A＝362t则最大生产能力为6×362＝2172t/天胶带输送机运送能力大于工作面生产能力，可以满足规定。第六节采场支护工作面采用ZY3600/11/25支撑式液压支架支护，本架操作，追机移架及时支护顶板，移架滞后采机后滚筒3～4个架为准，支架接顶严实，初撑力不小于24MPa。一、支护强度验算P＝n·∑h·R式中：P---考虑直接顶及老顶来压时的支护强度，t/m2n---老顶来压时与平时来压强度的比值，称增载系数，一般取2。∑h---直接顶厚度，m∑h＝M/(K-1)＝1.25/(1.25-1)＝5R---直接顶岩石容重，取2.5t/m3M---采高，取最大值1.25mK---碎胀系数，一般为1.25－1.50，取1.25P＝25t/m2ZY3600/11/25型液压支架最大支护强度32t/m2（厂家资料）>25t/m2,支架选型合理。二、端头支护端头支护形式为“两对四梁”迈步抬棚梁加切顶支护，工作面进、回风顺槽端头架剩余空顶区与顺槽平行架设“两对四根”迈步抬棚梁。迈步抬棚梁采用DZ28-100型单体液压支柱配长为2.6m的л型长钢梁支护，迈步错距为1.2m，两梁间距为200mm,对梁间距为800mm，每推动两刀，两钢梁迈步前移一次，每根梁下架设3根单体液压支柱，柱距为1.2m。对梁紧贴机头、尾第一个支架支设，依次向保险煤柱帮排列，根据端头架至保险帮空顶情况及时增减。切顶为在后梁补加一根戴帽点柱，柱帽使用500mm长的π型梁，必须垂直落山布置。机头抽放管路劈帮段帮支护的管理规定：规定支护贴帮柱子，并保证安全出口宽度不小于800mm。端头维护的单体必须迎山有力，单体的初撑力必须达成90kN，单体之间必须使用防倒链及硬链接装置。三、超前支护1、两顺槽超前支护（1）两顺槽超前支护长度不少于20m。（2）两顺槽超前支护形式皮带顺槽、轨道顺槽均为全锚支护，两顺槽在距工作面煤壁10m内套打2.6m的兀型长钢梁配合2.8m单体液压支柱支护顶板，形成“一梁三柱”支护形式，轨道顺槽间距为800m,排距1400mm，两端空两帮700mm;皮带顺槽靠工作面帮间距为800m,靠煤帮间距1600mm，两端空两帮600mm，装载机机头处可根据实际情况适当调整，以推移转载机时能通过为准。两顺槽10m-20m内套打2.6m兀型长钢梁配合2.8m单体液压支柱支护顶板，形成一梁两柱支护形式，并且保证人行道800mm以上。如工作面压力较大，两巷顶板破碎、底鼓、人行道宽度不够等隐患时，应采用相应安全措施。四、遇地质构造时工作面顶板支护1、工作面顶帮破碎条件下支护当工作面顶板破碎以及工作面片帮严重时，必须及时带压拉架，并对的使用伸缩梁，工作面端面距大于340mm时，在该处每道支架的顶梁上穿入两根板梁，挑至煤壁，板梁穿入支架顶梁长度不少于1.0m。巷道内顶板破碎、压力大时，在“兀”型梁间加套板梁或圆木棚，板梁规格为1/2(φ200×3500mm)，圆木规格为φ180×3800mm，板梁（或圆木）上方用背板、柱帽勾顶，保证接顶严实，有效护顶，单体支柱的支设规定与超前支护中规定相同。2、过断层等特殊地带当工作面过断层或顶板破碎带时，必须及时带压拉架，工作面端面距大于340mm时，在该处每道支架的顶梁上穿入两根板梁，挑至煤壁，板梁穿入支架顶梁长度不少于1.0m。巷道内顶板破碎、压力大，底鼓、人行道宽度不够时，及时采用安全技术措施。回采过程中，假如地质条件变化较大，上述支护形式不能有效维护顶板时，必须及时补充专项技术措施。工作面如碰到落差较大的断层需要采用放震动炮的措施通过时，另行编制专项措施。五、矿压监测工作面支架每隔八架安装一组在线观测探头，运用KJ345-F1矿用本安型数据传输分站及时观测并上传到矿调度室进行监测，发现问题及时采用措施解决。六、初期来压顶板管理根据邻近工作面矿压资料分析，工作面初次来压步距35～40m，工作面推动30m后，端头密集处加打戗棚，戗棚保证一梁三柱，直至初期来压结束。同时加强超前维护管理，严禁使用中的单体出现自动卸载现象。附：13111工作面矿压监测监控示意图。第七节生产系统一、运送系统运煤系统：工作面→皮带顺槽→集中皮带运送巷→井底煤仓→主立井→地面。运料系统：材料、设备经地面木料厂、机电科设备库等，沿下列路线运至工作面。地面→回风立井→井底车场→集中轨道巷→13111轨道联络巷→使用地点。二、供排水系统供水：地面→回风立井→井底车场→集中轨道巷→13111轨道联络巷→各转载点。排水：皮带顺槽→集中轨道巷→中央水仓→地面。四、供水施救、压风自救系统统一设立在巷道开口处40m处。五、人员出入井路线入井：地面→架空行人斜井→井底车场→集中轨道巷→13111轨道联络巷→工作面。出井：沿入井路线返回。第八节供排水系统一、供水1、工作面供水系统：地面副立井静压水池→副斜井→集中轨道巷→13111轨道联络巷→工作面各转载点。2、采煤机必须有内、外喷雾，并保证完好，采煤时必须喷雾降尘；喷雾流量与机型相匹配；运煤各转载点必须设立转载点喷雾，并保证转载点粉尘浓度不超标；工作面每架安设一个架间喷雾，降架时必须喷雾降尘。3、采煤机的选型由生产厂家提供，各转载点、架间采用自动喷雾的水量要满足灭尘规定。4、工作面耗水量采煤机的耗水量为：0.5m3/min，每架间喷雾耗水量为：0.05m3/min，转载点耗水量为：0.05m3/min，净化水幕耗水量为：0.06m3/min，每分钟最大耗水量为：0.5+52×0.05+5×0.05+4×0.06＝3.14m3/min。5、管路选择及敷设绕道水仓→采区集中轨道巷→13111轨道联络巷→13111回风顺槽（3寸管）二、排水1、涌水量情况13111工作面最大涌水量为6m3/h，正常涌水量为3m3/h。2、排水系统13111工作面→绕道水仓→回风井筒→风井地面三、水泵、排水管选择在轨道巷、皮带顺槽各设立两台水泵（一用一备），一趟排水管路能力不能满足生产需求时，可将提前改制好的快速接头接供水管路中排水。轨道顺槽、皮带顺槽排水泵选用2台80D-30*4型污水泵，一备一用，排水管为Φ80mm。四、工作面水泵、排水管路的能力计算（1）、水泵选择①、最小排水能力拟定正常涌水时：=1.2×3=3.6(m3/h)最大涌水时：=1.2×6=7.2(m3/h)②、水泵扬程(m)③、水泵型号及台数根据、，选择80D-30*4型水泵，该水泵额定流量=48m3/h，单级额定扬程=30m，最高效率0.69，相应允许吸上真空度4.3m。正常涌水时水泵工作台数取1台水泵级数取=4级备用水泵台数取1台最大涌水时，工作水泵台数取1台有+==2，且正常涌水量为3m3/h，备用水泵台数满足规定。所以选择2台30KW水泵，1台工作，1台备用。⑵、排水管路选择因正常涌水量在50m3/h以下，可铺设一条管路。管径计算选择标准管道80mm热轧无缝钢管，壁厚4mm。因排水高度94.7m＜400m，故无需进行管道壁厚验算。第九节劳动组织一、循环图表见附图二、劳动组织1、工作制度：采用“三八工作制”作业，作业形式为：早班、夜班生产，中班检修。2、作业方式：追机作业。3、循环组织：早班完毕3个循环，夜班完毕3个循环，圆班共完毕6个循环。4、劳动组织：专业工种与综合工种结合本队《交接班制度》、《岗位责任制》、《包机制》、《设备检修制》、《安全制度》等有关制度和规定规定执行。5、人员配备：实行“三定”，即：定员、定岗、定额。劳动组织表序号工种早班中班夜班小计1跟班队长11132验收员11133班长11134采煤司机2245支架工2246三机司机3367井下电钳工11138泵站工11139维护工6361510检修工88合计18231152说明全队在册57人，队干11人，圆班出勤52人，出勤率91％。第四章通风与安全第一节通风系统一、通风系统的选择根据相邻工作面瓦斯涌出量及2023年瓦斯涌出量鉴定结果，13111综采工作面回采期间绝对瓦斯涌出量为3.0m3/min左右，相对瓦斯涌出量为8.64m3/t（按日产量569t），但根据目前其它工作面回采过程中瓦斯涌出情况，该工作面上隅角易形成瓦斯积聚,为保证安全生产，该工作面需进行上隅角瓦斯埋管抽放。进行瓦斯抽放后，预计抽放效果可达成25%，抽放瓦斯量为1.4m3/min。该工作面采用“一进一回”的“U”型通风系统。工作面总配风量为600m3/min，通过上隅角的瓦斯抽放，上隅角瓦斯浓度预计在0.4左右；回风顺槽内的瓦斯浓度均在0.2%以下。二、工作面通风系统风流方向如下：新鲜风流：地面→主立井→采区集中皮带巷→13111轨道顺槽→13111工作面污风风流：13111工作面→13111皮带顺槽→13111回风联络巷→一采区回风巷→回风立井→地面。附：13111综采工作面通风系统图第二节风量及阻力计算一、工作面风量、风速计算1、工作面风量核定风量拟定原则：（1）、每人每分钟供风量不得少于4m³；（2）、能有效排除瓦斯、煤尘等；（3）、发明良好的气候条件，工作面温度不超过26℃；（4）、有适宜的风速，不大于4m/s，不小于0.25m/s。根据《煤矿安全规程》及《煤矿井工开采通风技术条件》AQ1028-2023国家行业标准，13111综采工作面供风计算：Q=Q+Q式中：Q----瓦斯抽放需要风量，60m3/min；Q由以下计算得出：（5）按照采煤工作面气象条件计算：公式：Q采＝60×70%×V采×S×K采高×K采面长式中：V采----采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，m/s；S----采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2，K采高----采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；K采面长----采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；70%----有效通风断面系数；60----为单位换算产生的系数。S=(4.2+4.8)/2×1.7=7.65m2Q采＝60×70%×1.0×7.65×1.0×0.9=289m3/min⑹按照瓦斯涌出量计算：公式：Q采＝167×q采×KCH4m3/min式中：KCH4----采煤工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取1.4；q采----采煤工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，m3/min（参考相邻工作面生产过程中瓦斯涌出情况）167----按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.6%的换算系数。q采＝q预-q抽式中：q预----根据相邻工作面生产过程中瓦斯涌出情况预计为3.0m3/min；q抽----瓦斯抽采管内抽排量，m3/min；q抽＝Q×0.2%0.2%----根据2#煤相邻工作面生产过程中瓦斯涌出情况，抽采管内瓦斯浓度预计为2%q采＝3.0-60×2%=1.8m3/minQ采=167×1.8×1.4=420m3/min（3）按照二氧化碳涌出量计算：公式：Q采=100×qco2×Kco2式中：qco2----工作面CO2绝对涌出量，0.2m3/min；Kco2----工作面CO2气体涌出不均衡系数取1.5；100----按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.0%的换算系数。Q采=100×1.43×1.5=214m3/min（4）按工作人员数量计算:公式：Q采≥4×N式中：4----每人供风量，4m3/min；N----工作面同时作业最多人数，取44人；Q采≥4×44=176m3/min(综采)工作面风量Q应取以上三种风量计算的最大值420m3/min。所以：Q=Q+Q=420+60=480m3/min（7）按最小、最大风速验算：15S＜Q＜240S式中：S----工作面最小控顶有效断面积，S=4.2×1.7×70%=4.998m2；S----工作面最大控顶有效断面积，S=4.8×1.7×70%=5.712m2；15×4.998=74.97m3/min＜480m3/min＜240×5.712=1370.88m3/min根据相邻其他工作面开采过程中瓦斯涌出及解决情况，当工作面风量为500m3/min左右时，根据工作面配风规定，因此拟定该工作面计划配风量为500m3/min以上。表4.1采煤工作面进风流气温与相应风速采煤工作面进风流气温（℃）采煤工作面风速（m/s）<201.020～231.0～1.523～26～1.8采高（m）＜2.02.0－2.5＞2.5及放顶煤面系数（K采高）1.01.11.2表4.2K采高－采煤工作面采高调整系数表4.3K采面长－采煤工作面采长调整系数采煤工作面长度（m）长度风量调整系数（K采长ｉ）＜150.815－800.8－0.980－1201.0120－1501.1150－1801.2＞1801.3－1.42、工作面能力核定（1）根据Q采计算出工作面最大配风时所能稀释的安全值以下瓦斯绝对量q采按照算出采面的日产量。其中：Q瓦=取3.0m3/minq瓦=8.64m3/t式中：T---采面日产量,取569t;Q瓦----一天内平均绝对瓦斯涌出量，m3/minq瓦----一天内平均相对瓦斯涌出量m3/t（2）瓦斯验算①工作面瓦斯验算C=Q瓦×100%=3÷569×100%(工作面风量)=0.53%＜0.8%符合规定②采区回风巷的瓦斯验算C=q绝/Q风量=3÷850×100%(采区总回风量)=0.35%＜0.6%符合规定（3）结论13111工作面总配风量为500m3/min，可保证工作面安全生产。3、回采期间的通风阻力计算根据13111工作面的配风量、通风系统和工作面巷道的长度、断面和支护形式情况，对13111工作面回采期间通风最困难时期通风阻力计算如下：二、13111轨道顺槽掘进期间13111轨道顺槽掘进工作面配风量计算1、按瓦斯涌出量计算：Q掘=167qCH4K掘通，m3/min式中:Q掘----掘进工作面的需风量，m3/min。qCH4----掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，取0.6m3/min。K掘通----掘进工作面回风流中的瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数，瓦斯涌出量不均衡系数，即工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，通常机掘工作面取1.5～2.0，炮掘工作面取1.8～2.0，这里取2.0。167----按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.6％的换算系数。得：Q掘=167×0.6×2.0=200.4m3/min，取200m3/min。2、按二氧化碳涌出量计算：Q掘=100qco2Kco2式中:Q掘----掘进工作面的需风量，m3/min。qco2----掘进工作面回风流中最大二氧化碳涌出量，m3/min，取0.2m3/min。Kco2----掘进工作面回风流中的二氧化碳涌出量不均匀和备用风量系数，瓦斯涌出量不均衡系数，1.2100----按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1％的换算系数。得：Q掘=100×0.2×1.2=24m3/min，取30m3/min。3、按人数计算：Q=4×N式中：4----以人数为单位的供风标准，即对每人每分钟供应4m3的规定风量N----工作面同时工作的人数，取N为30人。（考虑到安全员、瓦斯员以及检察人员）得：Q=4×34=136m3/min，取140m3/min。4、局部通风机的选型：Q掘实=Q吸（1-L%×η%）得Q吸=434.78m3/min式中：Q掘实----掘进工作面实际最大供风量400m3/minL----风筒的实际长度400mη%----风筒百米漏风率取2%所以13111轨道顺槽掘进工作面采用二台局部通风机工作(一用一备)，该局部通风机吸风量为350-500m3/min，功率为2×18.5KW，可满足该掘进作业面供风需求。5、按局部通风机的配风计算：Q=N×Q局+Q循式中：N----需安设局部通风机的台数，取1。Q局----选择2×18.5KW的局部通风机，局部通风机的吸入风量350—500m3/min，取350m3/min。Q循----防止产生循环风所需的风量，即保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的风速不低于0.25m/s，巷道断面面积取9.36m2。Q循=60×0.25×9.36=140.4m3/min。得：Q=350+140.4=490.4m3/min综上所述，根据上述工作面配风计算取其中最大值作为掘进工作面最低需风量为Q掘≥490.4m3/min，取500m3/min。6、风速验算：根据《规程》规定，煤巷掘进工作面风速不低于0.25m/s和最大允许不超过风速4m/s的规定进行验算，工作面断面积取9.36m2。Q低=60×0.25×9.36=140.4m3/minQ高=60×4×9.36＝2264.4m3/minQ低<Q掘<Q高符合标准。根据以上计算，拟定风机吸风处巷道全负压配风量为500m3/min。7、掘进期间局部通风机阻力计算(1)、局部通风机风压计算Ht=h+h0=RQm2+(Qm2ρ)/(2S2)＝163.64×5.52+(5.52×1.1)/(2×0.50242)=4950+65.92＝5015.92Pa式中:Ht---局部通风机的全压,Pa;h---风筒的通风阻力,Pa;h0---风流出口的阻力,Pa;R---风筒的风阻,Ns2/m8；摩擦阻力系数α取0.0048，经计算得163.64Ns2/m8Qm---流过风筒的平均风量,m3/s;Qm=√QfQ0＝5.5m3/sQf---局部通风机的吸风量,m3/s;取6m3/sQ0---风筒出口风量,m3/s；取5m3/sρ---空气密度,㎏/m3取1.1㎏/m3S---风筒的出口断面积,㎡;取0.5024㎡经以上计算可知:13111轨道顺槽掘进期间,局部通风机的风压为5015.92Pa,FBD№6.3（功率2×18.5KW）型对旋压入式局部通风机的最大风压为900-5150Pa(厂家提供)，风量为350-500m3/min，可满足13111轨道顺槽掘进期间通风压力及风量的规定。(2)、回风巷道内阻力计算经1式中有关计算可知,风筒出口动压为62.92Pa.风流在巷道中回风时的阻力为:由公式h=RQm2得出R=62.92/5.52=2.08Pa。由于100Pa>2.08Pa，故可满足回风时巷道阻力规定。三、13111皮带顺槽掘进期间13111皮带顺槽掘进工作面配风量计算1、按瓦斯涌出量计算：Q掘=167qCH4K掘通，m3/min式中:Q掘----掘进工作面的需风量，m3/min。qCH4----掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，取0.6m3/min。K掘通----掘进工作面回风流中的瓦斯涌出量不均匀和备用风量系数，瓦斯涌出量不均衡系数，即工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与其平均值之比，通常机掘工作面取1.5～2.0，炮掘工作面取1.8～2.0，这里取2.0。167----按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.6％的换算系数。得：Q掘=167×0.6×2.0=200.4m3/min，取200m3/min。2、按二氧化碳涌出量计算：Q掘=100qco2Kco2式中:Q掘----掘进工作面的需风量，m3/min。qco2----掘进工作面回风流中最大二氧化碳涌出量，m3/min，取0.2m3/min。Kco2----掘进工作面回风流中的二氧化碳涌出量不均匀和备用风量系数，瓦斯涌出量不均衡系数，1.2100----按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1％的换算系数。得：Q掘=100×0.2×1.2=24m3/min，取30m3/min。3、按人数计算：Q=4×N式中：4----以人数为单位的供风标准，即对每人每分钟供应4m3的规定风量N----工作面同时工作的人数，取N为30人。（考虑到安全员、瓦斯员以及检察人员）得：Q=4×34=136m3/min，取140m3/min。4、局部通风机的选型：Q掘实=Q吸（1-L%×η%）得Q吸=434.78m3/min式中：Q掘实----掘进工作面实际最大供风量400m3/minL----风筒的实际长度400mη%----风筒百米漏风率取2%所以13111皮带顺槽掘进工作面采用二台局部通风机工作(一用一备)，该局部通风机吸风量为350-500m3/min，功率为2×18.5KW，可满足该掘进作业面供风需求。5、按局部通风机的配风计算：Q=N×Q局+Q循式中：N----需安设局部通风机的台数，取1。Q局----选择2×18.5KW的局部通风机，局部通风机的吸入风量350—500m3/min，取350m3/min。Q循----防止产生循环风所需的风量，即保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的风速不低于0.25m/s，巷道断面面积取9.36m2。Q循=60×0.25×9.36=140.4m3/min。得：Q=350+140.4=490.4m3/min综上所述，根据上述工作面配风计算取其中最大值作为掘进工作面最低需风量为Q掘≥490.4m3/min，取500m3/min。6、风速验算：根据《规程》规定，煤巷掘进工作面风速不低于0.25m/s和最大允许不超过风速4m/s的规定进行验算，工作面断面积取9.36m2。Q低=60×0.25×9.36=140.4m3/minQ高=60×4×9.36＝2264.4m3/minQ低<Q掘<Q高符合标准。根据以上计算，拟定风机吸风处巷道全负压配风量为500m3/min。7、掘进期间局部通风机阻力计算(1)、局部通风机风压计算Ht=h+h0=RQm2+(Qm2ρ)/(2S2)＝163.64×5.52+(5.52×1.1)/(2×0.50242)=4950+65.92＝5015.92Pa式中:Ht---局部通风机的全压,Pa;h---风筒的通风阻力,Pa;h0---风流出口的阻力,Pa;R---风筒的风阻,Ns2/m8；摩擦阻力系数α取0.0048，经计算得163.64Ns2/m8Qm---流过风筒的平均风量,m3/s;Qm=√QfQ0＝5.5m3/sQf---局部通风机的吸风量,m3/s;取6m3/sQ0---风筒出口风量,m3/s；取5m3/sρ---空气密度,㎏/m3取1.1㎏/m3S---风筒的出口断面积,㎡;取0.5024㎡经以上计算可知:13111皮带顺槽掘进期间,局部通风机的风压为5015.92Pa,FBD№6.3（功率2×18.5KW）型对旋压入式局部通风机的最大风压为900-5150Pa(厂家提供)，风量为350-500m3/min，可满足13111皮带顺槽掘进期间通风压力及风量的规定。(2)、回风巷道内阻力计算经1式中有关计算可知,风筒出口动压为62.92Pa.风流在巷道中回风时的阻力为:由公式h=RQm2得出R=62.92/5.52=2.08Pa。由于100Pa>2.08Pa，故可满足回风时巷道阻力规定。第三节监测监控井下采用KJ70N监控系统。在一采区集中皮带巷内设立一台分站，分站的电源取自专供电源，保证分站能连续监测、监控，用屏蔽通信电缆与中心站连接。该工作面安设瓦斯传感器三个，其中工作面风流中安设1个瓦斯传感器，工作面上隅角安设1个瓦斯传感器，皮带顺槽距回风口15m处安设1个瓦斯传感器，工作面上隅角安设1个一氧化碳传感器，皮带顺槽测风站处安设风速传感器1个，一氧化碳传感器1个，1个温度传感器，1个馈电传感器。分站有一组常闭接点与采区变电所13111供电高压开关的常闭接点用电缆连接，当瓦斯超限时，切断13111整个工作面的非本安型电器设备。一、工作面传感器的安装设计13111工作面设计安设瓦斯监测传感器4个，瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁（墙壁）不得小于200mm,并应安装维护方便，不影响行人和行车，具体规定如下：工作面Ｔ1：设立在13111皮带顺槽距工作面煤壁≤10m处报警浓度：≥0.6%CH4断电浓度：≥0.8%CH4复电浓度：＜0.6CH4上隅角Ｔ0：设立13111工作面上隅角内报警浓度：≥0.8%CH4断电浓度：≥1.0%CH4复电浓度：＜0.8%CH4工作面回风顺槽Ｔ2：设立在13111回风顺槽距回风口10--15m处报警浓度：≥0.6%CH4断电浓度：≥0.8%CH4复电浓度：＜0.6%CH4采煤机Ｔ3：设立采煤机机身上（随机携带）报警浓度：≥0.6%CH4断电浓度：≥0.8%CH4复电浓度：＜0.6CH4掘进机Ｔ4：设立掘进机机身上（随机携带）报警浓度：≥0.6%CH4断电浓度：≥0.8%CH4复电浓度：＜0.6CH4二、Ｔ1、Ｔ2、T3、T0断电范围：13111工作面及其回风巷内所有非本质安全型电气设备，不得自动复电，符合规定后方可人工复电；规定瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确，并按规定进行标校，保证监控数据准确、断电功能可靠。三、其它传感器的安装设计1、工作面设计安设2个CO传感器、1个温度传感器，传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁（墙壁）不得小于200mm,并应安装维护方便，不影响行人和行车；并且安设1个风速传感器、1个烟雾传感器。具体规定如下：（1）在采煤工作面上隅角、回风巷距回风口10-15m各设立一个CO传感器，报警浓度≥0.0024%。（2）13111皮带顺槽输送机头下风侧10-15m安设一个烟雾传感器。（3）在13111皮带顺槽设立一个温度传感器，报警值26℃。（4）在工作面回风测风站内安设一个风速传感器，当风速超过或低于《煤矿安全规程》的规定值班时，发现声光报警信号。（5）为监测被控设备瓦斯超限是否断电，被控开关的负荷侧必须设馈电传感器。附：13111综采工作面安全监测监控系统图第四节防灭火工作面巷道均开口于进风大巷中，工作面两侧均为采空区。邻近采空区无发火迹象。根据2023年9月山西煤矿设备安全技术检查中心对西山圪堆煤业煤样化验，3#煤的挥发分为23.13%，自燃倾向性等级为Ⅱ级，属自燃煤层，克制煤尘爆炸最低岩粉用量20%，有爆炸性，为杜绝发生煤层自然发火和煤尘事故,故做如下规定：一、开采加大开采速度，提高回采率，做到快掘快采，在自然发火期内将工作面采完，且在采完后45天内封闭采空区。二、通风加强对通风巷道的维修，保证通风系统畅通；采用“一进一回”U型的通风方法，减少了进入采空区的风量。三、监测监测的重要方法和手段是煤炭自然发火的初期辨认。初期辨认方法有两种：一是气体分析法，二是温度测量法。1、每周对工作面的上隅角、回风顺槽和13111采空区发热的地点进行一次全面的观测。观测参数涉及：气体成份、气温、水温、其它发火征兆等。2、在13111工作面上隅角及回风流中各安设CO传感器一个。3、出现发火危险或发火征兆的地点，检查周期缩短到天天一次，通过束管监测系统进行分析化验。4、对出现自然发火预兆的地点，应及时发出发火预报。5、工作面必须严格按照作业规程规定进行作业，不得向采空区丢煤，采高必须严格控制，不留顶煤或底煤，端头及工作面的浮煤应清扫干净，不得遗留到采空区。6、加强巷道支护，尽量避免冒顶、漏顶事故发生。发生冒顶、漏顶事故后，必须将冒顶、漏顶区域的浮煤、虚煤清除干净，并采用措施将冒顶区接实。7、工作面回采结束后，必须尽快砌筑永久性密闭（防火墙），最迟不得超过45天。8、在采空区布设束管监测装置，用束管直接检测采空区内的气体，对采空区遗煤自燃阶段做出明确的判断。（1）铺设注意事项：1）束管敷设要平、直、稳，与动力电缆之间的距离不应小于0.5m并要避免与其他管线交叉。2）为防止束管因尘埃和冷凝水堵管，应在井下监测点进气口处设立滤尘器和吸湿器。3）为防止束管与束管、束管与分束管连接处漏气，束管与束管之间用10mm的铜管连接，所有接口均用环氧树脂封闭。4）加强束管所经巷道的完好性维护，专人定期检查束管管路情况，避免导致漏气。（2）布置人工监测点采用人工取样分析的方式对巷道高冒区、工作面上隅角、专用回风巷、架间、密闭进行自然发火的预测预报，通过观测井下气体成分的变化，来判断煤炭自燃的发展进程，有效地作出自然发火的初期预报。1）人工监测点的布置原则：①检测点能准确地反映出某一分支风流的空气成分，为此，测点要布置在13111回风巷道内，而不能将测点布置在多个分支风流的分风点和汇风点处。②巷道周边压力较小，支架完整、没有拐弯、断面没有扩大缩小的地段。③每个工作面的进、回风侧都要分别设点，一般设在距工作面不小于10m的地点。④取样检测时应避开生产等时间。⑤在每次取样时，要在取样点测风量和温度，并从回风取样点开始直到工作面入风，沿途观测巷道及采空区是否出现雾气、水珠及其他异常气味。（3）气体取样的方法1）气体采样采用球胆取气的方法：①对于采空区取样，直接在束管未端抽气泵站采用气样。采样时，先将其中一路束管连接到真空泵进气口，预抽3—5min然后将球胆内的气体挤压干净，再将球但连接到真空泵的出气口采集气样，直到球胆被充满为止。②其他监测地点架间、隅角、密闭、巷道高冒处气体采样，人员需要借助双连球、球胆、导气管等进行取气，取气时球胆借助双连球将气样送入球胆内，对于巷道高处等人员够不到的地点，可接一根约2m或5m长导气管。将所采气体送气体化验室。2）气样分析采用的气样要在12个小时内送到化验室分析。气样分析内容涉及Ｏ２、ＣＯ、ＣＯ２、ＣＨ４、Ｃ２Ｈ４、Ｃ２Ｈ６、Ｃ３Ｈ６、Ｃ２Ｈ２等气体。9、使用阻化剂防灭火设计工作面正常生产期间，未监测到自燃发火标志气体，工作面使用以喷洒阻化剂为主的方案。（