42104综放工作面设计说明书

陕西旬邑青岗坪矿业有限公司青岗坪煤矿

42104综采放顶煤工作面

设计说明书

江苏省矿业工程集团有限公司第四工程处青岗坪煤矿 编 制 二○一三年六月二十日

目 录

第一章 编制依据及工作面地质概况 .................................................................................... 1

第一节 编制依据 ............................................................................................................. 1 第二节 地质概况 ............................................................................................................. 1 第二章 采煤工艺、设备选型及巷道布置 ............................................................................ 4

第一节 采煤工艺 ............................................................................................................. 4 第二节 设备选型 ............................................................................................................. 5 第三节 巷道布置 ............................................................................................................. 6 第三章 设计工程量、工作面储量及服务年限 .................................................................. 14

第一节 工程量 ............................................................................................................... 14 第二节 工作面储量 ....................................................................................................... 14 第三节 工作面月推进度及日循环产量、个数、服务年限 ....................................... 15 第四章 顶板管理 .................................................................................................................. 16

第一节 工作面顶板控制 ............................................................................................... 16 第二节 工作面支护及超前支护 ................................................................................... 16 第五章 劳动组织 .................................................................................................................. 20

第一节 劳动组织 ........................................................................................................... 20 第二节 循环作业 ........................................................................................................... 21 第三节 主要经济技术指标 ........................................................................................... 22 第六章 生产系统 .................................................................................................................. 23

第一节 主运输系统 ....................................................................................................... 23 第二节 辅助运输系统 ................................................................................................... 23 第三节 供水及综合防尘系统 ....................................................................................... 23 第四节 排水系统 ........................................................................................................... 24 第五节 照明系统 ........................................................................................................... 24 第六节 瓦斯抽放系统 ................................................................................................... 24

第七节 矿压观测系统 ................................................................................................... 25 第八节 安全避险“六大系统” ..................................................................................... 26 第七章 通风系统 .................................................................................................................. 28 第八章 供电设计 .................................................................................................................. 32

第一节 供电概况 ........................................................................................................... 32 第二节 动力变压器的选择 ........................................................................................... 33 第三节 系统短路电流计算和保护装置的整定 ........................................................... 35 第九章 防灭火 ...................................................................................................................... 41

第一节 外因火灾预防 ................................................................................................... 41 第二节 内因火灾预防措施 ........................................................................................... 43 第三节 综合防灭火措施 ............................................................................................... 43 第五节 汽雾阻化系统 ................................................................................................... 45 第六节 束管监测系统 ................................................................................................... 45 第十章 防治水 ...................................................................................................................... 46 第十一章 职业卫生设计 ...................................................................................................... 47 第十二章 主要安全技术措施 .............................................................................................. 48

第一节 防治水 ............................................................................................................... 48 第二节 顶板管理 ........................................................................................................... 48 第三节 机电管理 ........................................................................................................... 48 第四节 “一通三防” ................................................................................................... 53 第五节 预防措施 ........................................................................................................... 53 第六节 煤质保障措施 ................................................................................................... 55 第十三章 避灾路线设计 ...................................................................................................... 56

第一节 火灾和瓦斯、煤尘爆炸事故 ........................................................................... 56 第二节 水灾事故 ........................................................................................................... 56

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第一章 编制依据及工作面地质概况

第一节 编制依据

42104综采放顶煤工作面设计依据《煤矿安全规程》、《采矿设计手册》、国家煤矿安监局《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行〔2008〕130号）、《42104综放工作面掘进地质说明书》及42104工作面范围内及附近的PK6、PK10、PK17地质钻孔资料编制书。

第二节 地质概况

一、工作面位置

42104综放工作面位于一采区东翼，东为工业广场保护煤柱，西为采区集中巷及保护煤柱，南为42102采空区（区段煤柱宽20m），北为未开采区，地面为中低山森林区，无任何建筑物及设施。

二、工作面地质及水文地质

1、工作面总体形态为单斜构造， 4-2号煤层为黑色，粉色为灰褐色及深棕色。弱沥青光泽，断口阶梯状、参差状；呈条带状、线理状结构；层状构造。内外生裂隙较为发育，并为方解石及黄铁矿薄膜充填。煤层裂隙发育易折帮，煤层夹矸以泥岩为主，局部高角度裂隙发育。

2、与42104综放工作面临近的42102工作面目前老塘涌水量为80-120m3，采空区顶板冒裂带导通洛河砂岩含水层。42104工作面回采期间预计涌水量为50-80 m3。

3、根据3条采区集中巷掘进揭露的地质资料，42104工作面回风顺槽掘进初期可能揭露断层，预计断层落差8-10m，运输顺槽掘进遇见断层的可能性较小。

三、工作面煤层赋存情况

42104综放工作面开采煤层为4-2煤层，煤层结构简单，煤层赋存稳定、平缓，含2-3层夹矸，夹矸厚度0.1-1.5m。工作面内煤层厚度为9.0～15.0m，平均12m，平均倾角4°

四、工作面瓦斯地质

根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年10月提交的《陕西旬邑青岗坪煤矿4-2煤

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层瓦斯基本参数测定及煤层瓦斯可抽性评价研究报告》，井下共布置两个瓦斯实测钻孔，实测瓦斯涌出量分别为5.02 m3/t和4.27m3/t，揭露煤层后的实测瓦斯含量较地质报告中瓦斯含量有所增加，同时该报告用井下实测煤层瓦斯含量对地勘钻孔瓦斯进行修正，修正后的瓦斯含量在1.38～7.82m3/t之间。本井田属瓦斯矿井。

五、其他开采技术条件 1、煤尘

根据4-2煤层爆炸性试验测试结果，煤尘有爆炸性危险。 2、煤的自燃

本井田4-2煤层自燃倾向试验测试结果：△T1～3℃在16～52℃之间，属不易自燃～容易自燃煤层，变化较大。据邻近矿井资料，4-2号煤层堆放有自燃现象发生，发火期3～6个月。

3、地温

本区未发现地温异常，无热害。 4、煤层顶底板 （1）煤层老顶

岩性为粉砂岩，深灰、黑灰色，泥质胶结，具平行层理，含植物化石及碎片，夹砂岩条带，平均厚度9.5m。

（2）煤层直接顶

煤层直接顶板为泥岩、粉、中粒砂岩互层，浅灰-深灰色，具波状层理，局部夹有紫红色砂质泥岩层，平均厚度10.4m。

（4）煤层底板 煤层直接底

岩性为炭质泥岩，黑色，块状，易碎，局部具有滑面，含碳质，平均厚度2.5m。 煤层老底

岩性为泥岩，灰色、紫杂色块状，易碎，含鲕粒，平均厚度9.5m。 六、工作面接续情况

42104综放工作面是目前正在回采的42101综放工作面的接续面。42104工作面巷道掘进时间为2013年7月至2014年1月，工作面安装时间为2014年2月至2013年4

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月，4工作面回采时间为2014年4月至2015年9月，月产量13.3万t。

附：42104综放工作面综合柱状图

42104工作面综合柱状图

42104工作面综合柱状图地层单位代 号统组1：200（m)柱 状厚 度岩石名称岩 性特 征15.0～１4.09.5 1、深灰、黑灰色，泥质胶结，具平行节理，含大量植物化石碎片。20～4.03.4中粒砂岩 2、灰、深灰色，具波状层理。 3、黑灰色，薄层状，含植物化石碎屑。侏30～3.53.0粉砂岩罗延40～5.04.0泥 岩 4、灰色、块状、易碎，具滑面，含黄铁矿。纪安J2中组12.0～15.0513.5统煤 5、黑色，块状，沥青光泽条痕褐黑色，参差状及棱角状断口条带状结构，属半暗-半亮型煤。局部含2～3层夹矸，岩性为泥岩，厚度0.1～1.5米。61.2～3.82.5炭质泥岩 6、黑色、块状、易碎、局部具滑面，含碳质。78.0～11.09.5泥 岩 7、灰色、紫杂色、块状、易碎，含鲕粒。

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第二章 采煤工艺、设备选型及巷道布置

第一节 采煤工艺

一、采煤工艺流程

采用后退式走向长壁综合机械化放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。 为保证综放工作面采煤的合理性，工作时应严格按照循环进尺800mm进行。 二、进刀方式

采用双滚筒采煤机双向割煤，在工作面两端斜切进刀割三角煤进刀方式，机组正常牵引时，前滚筒割顶煤后滚筒割底煤，截深800mm，采高3.0m,最大割煤高度3.2m，最小割煤高度2.8m,利用滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。

生产工艺流程为：采煤机由机头斜切进刀→移机头→由机头向机尾割煤→移架→推移工作面前输送机→移后刮板输送机→机尾斜切进刀→由机尾向机头割煤→移架→推移工作面前输送机→放顶煤→移后刮板输送机。

1、装煤：

利用采煤机滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。 2、运煤：

煤由工作面前部刮板输送机（SGZ-764/800）和后部刮板输送机（SGZ-800/800）→SZZ830/315转载机→DSJ100/80/2*160型胶带输送机→集中皮带机巷→井底煤仓→主斜井胶带输送机→地面原煤仓。

3、移架：

工作面实行追机移架作业, 距采煤机后滚筒3-6m追机移架，同时伸出护帮板护住煤墙，移架方式为单架依次顺序移架（沿采煤机牵引方向依次前移），移架步距0.8米，将支架移成一条直线。

4、推移前部刮板输送机：

推移前部刮板输送机要滞后拉支架点15m后推移，刮板输送机的弯曲度不大于3°，弯曲段长度不小于15米，推移时只能由一头向另一头推移，严禁由两头向中间推移。

5、放顶煤：

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（1）放煤步距

工作面采煤机截深为0.8m，确定放煤步距为0.8m，即一采一放。 （2）放煤方式

井田煤层煤质中硬，为提高顶煤采出率，降低含矸率，根据42102、42101综放面放煤工艺及放煤效果，设计确定采用单轮间隔放煤的作业形式。

（3）工作面机采高度3m，放煤高度9.0m，采放比为1∶3，符合《煤矿安全规程》规定：采放比不大于1:3的规定。

（4）初次放顶煤：

初采期间顶煤破碎状况不好，直接顶未垮落，顶煤不易冒落，可采取以下措施：放慢割煤和移架速度，延长空顶时间，连续升降支架，使顶煤和直接顶离层破碎、跨落，但应注意降架幅度不宜过大。为提高回收率，工作面切眼支护锚杆、索及时采取退锚措施。

6、拉后部刮板输送机：

拉后部刮板输送机时，连续渐进操作2-3个千斤顶，使后部溜槽弯曲长度不小于15m，拉后部刮板输送机距放煤点应控制在15m以上，并保证拉移步距0.8米。

7、支护：

工作面采用ZF-6800/18/35型94架轻型低位放顶煤液压支架支护、6架ZFG7200/20/35 过渡支架及一组ZFD10000/18/35型端头架进行支护，工作面两顺槽自工作面煤壁起向外40m，往里至切顶线架设超前支护棚。超前支护架棚采用DW2.8-30/100型或DZ25-30/110X型单体液压支柱、HDJA-1200型金属铰接顶梁和HDJS-1200型双楔顶梁。

8、采空区处理

采用全部垮落法管理顶板。

第二节 设备选型

一、工作面设备

根据矿井设计生产能力及工作面煤层赋存情况，42104工作面所选用的设备明细如下：

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42104综放工作面设备配备一览表

序号 1 2 3 4 5 6 7 名 称 设备型号 电机功率/kw 电压/V 设备台数 1140 1140 1140 1140 1140 1140 1140 1 1 1 1 1 1 1 前部刮板输送机 SGZ764/400（200） 400（200） 后部刮板输送机 SGZ800/800（400） 800（400） 乳化液泵 采煤机 破碎机 转载机 胶带输送机 LRW400/31.5 MG300/730-WD2 PLM-2000 SZZ-830/315 DSJ100/80/2*160 250 730 160 315（160） 160*2 二、运输设备能力验算

1、前部刮板输送运输能力验算：

采煤机型号：MG300/730-WD2，牵引速度按2m/min计，采高3.0m,截深0.8m。则：Q = 2*60*3.0*0.8*1.43*0.95＝391.2t/h。前部刮板输送机型号：SGZ764/400，运输能力800t/h，前部刮板输送机能满足生产的要求。按放煤速度与割煤速度相同进行计算，顶煤产量：2*60*9*0.8*80%*1.43=988.4t/h

2、后部刮板输送机型号：SGZ800/800，运输能力1500t/h,满足生产需要。 3、工作面生产能力：

该工作面选用的SZZ-830/315型转载机、PLM-2000型破碎机，转载、破碎能力均大于1500t/h。可见综采面的所有设备均能满足采煤机割煤、出煤、破煤要求。

第三节 巷道布置

一、工作面巷道布置方式

1、42104综放工作面采用走向长壁布置，单“U”型通风系统。

2、工作面设计运输顺槽与回风顺槽各一条，42104运输顺槽与一采区带式输送机巷贯通，42104运输顺槽联络巷与42102中部车场联通。

42104回风顺槽外部车场与一采区辅助运输巷贯通，42104回风顺槽外段与一采区回风巷联通。42104回风顺槽掘进出煤联络巷与一采区带式输送机巷贯通，用于42104

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回风顺槽掘进期间运煤。42104工作面反风路线为：42104回风顺槽→42104工作面→42104运输顺槽→一采区带式输送机巷。

3、为有效控制巷道底鼓，均留底煤掘进，留底煤0.5m。

附图：《42104综采放顶煤工作面平面、剖面、断面图》（1：1000） 二、区段隔离保护煤柱

42104运输顺槽与42102回风顺槽之间煤柱宽20m。 三、巷道断面设计

1、根据《煤矿安全规程》第二十一条：采区内的上山、下山和平巷的净高不得低于2m；第二十二条：生产矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道渣面起1.6m的高度内，必须留有宽1m以上的人行道，巷道另一侧的宽度不得小于0.5m；巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于0.3m的规定进行巷道断面设计。

2、42104回风顺槽主要用于工作面回风及辅助运输。安全间隙不低于1m、运输设备最大宽度1.5m及巷道变形量0.5m，因此宽度为1+1.5+1+0.5=4.0m；支架车高度2.4m、安全间隙0.4m、预留巷道变形量0.2m，因此高度为2.5+0.4+0.2=3.0m，巷道有效断面为4.0*3.0=12.0m2,通过第七章计算42104工作面供风1200 m3/min，巷道断面满足通风需要，断面图如下图所示：

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3、42104运输顺槽主要用于工作面进风及运输，皮带机架宽1.4m、安全间隙不低于0.5m、平板车宽度1.5m、行人宽度1m，因此宽度为1.4+0.5+0.6+1.5+1.0=5.0m；巷道变形量0.1m及行人高度2.2m，因此高度为2.2+0.7+0.1=3.0m，巷道有效断面为5.0*3.0=15.0m2，通过计算巷道断面也满足通风需要。断面图如下图所示：

4、42104切眼主要用于安装支架，支架对角线长度7.2米，安全间隙0.4米，因此宽度为0.4+7.2+0.4=8.0m；支架车高度2.4m、安全间隙0.4m及巷道变形量0.2m，因此高度为2.4+0.4+0.2=3.0m，切眼有效断面为8.0*3.0=24.0m2，如下图所示。

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四、煤柱

工作面区段煤柱为20m。 五、支护

本工作面地质构造简单，为确保安全生产,在该工作面两顺槽、切眼全部采用锚网梁索进行支护。支护的具体原则：以悬吊理论进行验算，参照42102、42101综放工作面巷道支护技术参数，确定巷道支护形式.

支护参数设计及强度验算 （一）按悬吊理论计算锚杆参数 L＞L1+L2+L3

式中：L-----锚杆总长，m；

L1----锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.01～0.04m,顶帮锚杆均

取0.1m），m；

L2----有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；

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L3----锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m），m；

普氏免压拱高：

b=｛B/2+Htan（45°-W帮/2）｝/F顶 c=Htan（45°-W帮/2）

式中：B、H-----巷道掘进跨度和高度，m； F顶-----顶板岩石普氏系数，F顶取3；

W帮-----两帮围岩的内摩擦角，W帮取63.43（勘查地质报告）。

以断面较大的42104回风顺槽外部车场来计算，B取5.0，H取4.5 b=｛2.5+4.5tan（45°-63.43/2）｝/3=1.19m c=4.5tan（45°-63.43/2）=1.06m。

依据上述公式计算得出：

顶锚杆的L顶=0.1+1.19+0.8=2.09m； 帮锚杆的L帮=0.1+1.06+0.6=1.76m。 实际顶、帮锚杆长度2.25m，满足支护要求。 （二）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距 α = Q / KHγ

式中：α—— 锚杆间、排距， m； Q —— 锚杆锚固力或杆体拉断力中的较小值， 5t；

γ—— 软弱岩层平均容重，t/m3； 取2.25； K-----安全系数， 一般取2。 H-----软弱岩层的厚度， 取0.78m。 α=1.4

各断面实际的锚杆间、排距最大为0.85m，0.85m＜1.4m，满足支护要求。 （三）悬吊理论校核锚索间排距

根据地质资料，直接顶为坚硬的岩层，为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落，用Φ17.8mm、L=8000mm的钢绞线，将锚杆加固的组合梁整体悬吊于坚硬的岩层中，校核锚索间排距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆的整体冒落考虑。此时靠巷道两帮的肩窝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

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方向力平衡。

以锚索间排距最大的42104运输顺槽为例（锚索间排距为1300mm*2400mm），校验锚索间排距:

L=Nf2/{BHR—(2F1sinα)/L1} 式中： L-------锚索排距，m；

B-------巷道最大冒落宽度，5.1m；

H-------巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.1 m； R-------岩体容重，27KN/m3；

L1-------锚索实际间排距，取大值2.4m； F1-------锚索锚固力，100KN； F2-------锚索极限承载力，取320KN；

α-------肩窝锚杆与巷道顶板的夹角，75°； N-------锚索根数，取3；

L=3×320/{5.1×3.1×27-2×100sin75.°/2.4=2.77m 42104运输锚索间排距小于2.77m,满足支护要求。 支护材料规格见下表

巷道支护材料规格参数

名称 顶部锚杆 规格参数 名称 规格参数 Φ20*2250mm左旋无纵筋等顶部锚杆δ10*150*150mm Mn16碟形钢板强螺纹钢锚杆 托板 托板 Φ18*1800mm玻璃钢锚杆 玻璃钢锚杆托盘 Φ18*1800mm左旋无纵筋等帮部锚杆帮部锚杆 强螺纹钢锚杆 δ10*150*150mm Mn16钢板碟形托盘 托板 Φ20*2250mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆 4000*1000mm菱形孔金属网，CK-2370 网眼60*60mm 金属网 锚固剂 2000*1000mm焊接金属网，网Z-2380 眼100*100mm 锚索 Φ17.8*8000mm钢绞线 锚索托盘 ［20*300mm型钢托盘 钢带 Φ12mm圆钢焊制的钢筋梯 塑料网 - 11 -

双抗型塑料网 陕西旬邑青岗坪矿业有限公司青岗坪煤矿 42104综放工作面设计说明书

六、支护参数

1、42104回风顺槽：巷道为矩形断面，顶板每排布置6根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距740mm*800mm；帮部布置8根（每帮4根）Φ18*1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮锚杆间排距为850mm*800mm。顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*2400mm，全断面铺设菱形孔金属网，采用钢带压网。

2、42104回风顺槽外段及外部车场小断面段：全断面每排布置15根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆排距800mm*800mm；两帮最下面3根锚杆之间间距为750mm，其余锚杆间距700mm；顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1200mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。

3、42104回风顺槽外部车场：全断面每排布置15根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800mm*800mm。顶板每排布置5根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网，喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。

4、回风顺槽掘进出煤联络巷：每排布置11根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800mm*800mm；顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。

5、42104运输顺槽：顶板每排布置7根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距770mm*800mm；帮部布置8根（每帮4根）Φ18*1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮锚杆间排距为850mm*800mm。顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1200mm*2400mm，全断面铺设菱形孔金属网，采用钢带压网。

6、42104运输顺槽联络巷：巷道为直墙半圆拱断面，全断面每排布置13根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距770mm*800mm。顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*2400mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C20。

7、42104工作面切眼

(a)首次施工：巷道为矩形断面，顶板每排布置6根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹

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钢锚杆，锚杆间排距740mm*800mm；老塘侧帮部布置4根Φ18*1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为850mm*800mm；煤壁侧帮部布置3根Φ18*1800mm玻璃钢锚杆，间排距为1000mm*1200mm；顶板及老塘侧帮部铺设菱形孔金属网，采用钢带压网，顶板钢带与帮部钢带必须使用帮部肩窝锚杆进行压茬搭接，煤壁侧帮部铺设塑料网。

(b)刷扩施工：巷道为矩形断面，顶板每排布置5根Φ20*2250mm左旋无纵筋螺纹

钢锚杆，锚杆间排距800mm*800mm；煤壁侧帮部布置3根Φ18*1800mm玻璃钢锚杆，间排距为1000mm*1200mm；顶板每排布置3根Φ17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1100mm*2400mm，顶板铺设菱形孔金属网，采用钢带压网，顶板钢带与帮部钢带必须使用帮部肩窝锚杆进行压茬搭接，煤壁侧帮部铺设塑料网。

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第三章 设计工程量、工作面储量及服务年限

第一节 工程量

根据采区保护煤柱线及工业广场保护煤柱、巷道布置情况确定42104开切眼位置及两道长度如下表所示：

工程量、规格明细表

序号 巷道名称 断 面 规格宽*掘进断净断工程形 状 高（m） 面（m2） 面（m2） 量（m） 4.8*4.1 18.32 17.21 99 支护形式 直墙42104回风顺槽外部1 半圆车场（采区中部车场） 拱 2 42104回风顺槽掘进出煤联络巷 直墙半圆拱 直墙半圆拱 锚梁网索喷 3.4*3.0 9.77 13.02 13.65 16.12 25.42 - 8.96 24 锚梁网索喷 3 42104回风顺槽 42104运输顺槽联络4 巷 矩形 4.0*3.0 4.0*3.6 12.00 1280 锚梁网索喷 12.68 33 锚梁网索喷 5 42104运输顺槽 矩形 5.0*3.0 6 42104切眼 7 各类硐室 合计 矩形 8.0*3.0 - - 15.00 1363 锚梁网索喷 24.00 - 150 82 3031 锚网索、单体、∏型梁 锚梁网索 第二节 工作面储量

Z = LBHRQ 式中：

Z —— 工作面可采储量， 万t； L —— 工作面可采走向长度， 1196m； B —— 工作面倾斜长度， 150m； H —— 平均煤厚， 12.0m； R —— 煤的容重， 1.43t/m3;

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Q 1—— 综合回收率 80％; 循环进尺 0.8m;

代入算得：Z ＝1196*150*12*1.43*80％=246.28万t 循环产量：B*H*R* Q 1 *0.8=1647t

第三节 工作面月推进度及日循环产量、个数、服务年限

循环进尺0.8m，循环个数3.0,正规循环率90%，月推进64.8米。 日生产能力:1647*3.0*90%=4447t 月生产能力：4447*30=13.3万t 服务年限：246.28/13.3=18.5个月

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第四章 顶板管理 第一节 工作面顶板控制

一、控顶方法

采用一次采全高放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。 二、控顶距离

工作面最大控顶距为5390mm，最小控顶距为4590mm；放顶步距800mm。 三、正常时顶板支护方式 1、移架顺序

（1）煤机向下（上）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒3～5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。

（2）煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。

（3）煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒3～5架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。

（4）在煤机割煤时，超前煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后煤机前滚筒3架，将护帮板伸出紧贴煤壁。

2、支护要求

（1）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。

（2）加强支架的支护强度，确保支护质量，支架的初撑力达到24MPa。

第二节 工作面支护及超前支护

一、支架选型

矿井4-2煤层基本顶以砂岩为主，饱和单轴抗压强度平均10.3MPa，为软弱的易冒落顶板。煤层直接顶板以泥岩为主，部分为粉砂岩。细粒砂岩饱和单轴抗压强度16.00MPa，属软弱的不稳定顶板。4-2号煤层底板，以泥岩为主，遇水易膨胀。饱和单轴抗压强度20.8MPa，为软弱岩石。

综上所述，根据本矿井4-2煤层顶、底板条件设计选用ZF6800/18/35型放顶煤支架，

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主要技术参数如下：

支架高度：1.8～3.5m； 支架中心距：1.5m； 工作阻力：6800kN； 初撑力：6181kN；

支护强度：0.96～1.02MPa； 对底板比压：2.43-2.59MPa； 支架重量：23t。

1、根据42104综放工作面综合柱状图,初步选用支撑掩护式液压支架。支架的支护强度≥1000kpa，取支架支护强度为1000Kpa。

2、支架工作阻力的确定：

支架工作阻力： Q=Z b（l+c） （KN） 式中： Z——选定支护强度，取1000kpa； b——支架中心距，取1.5m；

c——顶梁前端至煤壁距离，取0.2m； l——顶梁长度，取4.25m。

Q=Zb（l+c）=1000×1.5×(4.25+0.2)=6675KN 3、支架初撑力的确定

由于42104工作面顶板煤层直接顶板以泥岩为主，部分为粉砂岩为主，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为5340 KN。

4、液压支架的高度计算 （1）支架的最大支撑高度

考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200mm，即：

hmax=Hmax+200mm=3000+200=3200 mm Hmax——煤层开采的最大高度，mm。 （2）支架的最小支撑高度

支架的最小支撑高度为最小开采高度减去200mm。 hmin=Hmin-200mm =2000-200=1800 mm

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Hmin——煤层开采的最小高度，mm。

根据以上参数，选用ZF6800/18/35型支撑掩护式低位放顶煤液压支架及ZFG7200/20/35型放顶煤过渡液压支架。

5、42104综放工作面安装ZF6800/18/35型掩护式低位放顶煤液压支架94架和ZFG7200/20/35型过渡液压支架6架。

二、端头支护、超前支护形式 端头支护与出口超前支护

1、支护方法：工作面上、下端头采用ZFG7200/20/35型过渡支架支护，两端头各安装过渡支架3架，下出口支护以ZFD10000/18/35型端头支架为主，上、下出口超前支护均采用单体液压支柱、铰接顶梁架设走向架棚。

2、布置方式：

（1） 工作面下出口布置2趟超前架棚，偏巷道下帮布设，距巷道中心线分别为中—中500mm、1700mm；上出口布置3趟超前架棚，与巷道中心线的距离分别为中—中400mm、900mm和1400mm。

（2）超前架棚支护范围：两顺槽自工作面煤壁起往外40m，往里至切顶线（下出口靠巷中的1趟架棚从端头支架外端起往外布置）。遇到出口压力大、顶板下沉等情况时，支护范围扩大至覆盖压力影响区，或者采取局部增棚、增柱等措施加强支护。下出口端头支架至巷帮的距离小于1.2m时，其间的走向架棚可以取消。

（3） 超前架棚支护材料采用DW2.8-30/100型或DZ35-30/110X型单体液压支柱、HDJA-1200型金属铰接顶梁和HDJS-1200型双楔顶梁，组合形式为一梁一柱一鞋，支柱支设在顶梁距老塘端300～400mm的牙口内。回风顺槽靠下帮的1趟超前架棚使用双楔顶梁，其他均用普通铰接顶梁。

（4）工作面下出口端头支架与过渡支架之间的间隙控制在500 mm之内，上出口过渡支架与超前架棚的间隙不超过500mm。

（5） 运输顺槽转载机机头处以托棚代替超前架棚，托棚采用4m长Π型钢梁和单体液压支柱架设，一梁二柱，随转载机拉移而挪移，转载机拉移后及时补充超前架棚。

3、备用支护材料

工作面备用支护材料见下表。

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工作面备用支护材料表 材料名称(单位) 1.单体液压支柱 2.单体液压支柱 3.铰接顶梁 4.双楔顶梁 5.水平楔和调角楔 6.钢化塑料鞋 7.半圆木 8.圆木 9.板枇或条棍 规 格 DW2.8-30/100 DZ25-30/110X HDJA-1200 HDJS-1000 （带链） Φ280mm 长度2 m 长度2～4 m 长度0.8～1.6 m 数 量 50根 20根 30根 20根 10对 30个 50根 10根 100根 备 注 1.所有备用材料均存放在回风顺槽距工作面150～200m范围内，分类上料架，码放整齐，挂牌标识，料架距轨道不小于1m。 2.备用材料由专人管理，根据备用量要求及时补充。 自切顶线至煤壁区域，在两排走向架棚中间加扶3棚走向架棚支护，其排距中-中0.7m；自煤壁向外扶30m走向超前架棚支护。矿压较大地点可适当加密支护。

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第五章 劳动组织 第一节 劳动组织

一、作业方式

1、作业方式：专业工种追机作业，综合工种分段作业，专业工种和综合工种分工协作。

2、作业制度：工作面采用“三八”工作制，早班检修，中夜班生产。 二、劳动组织

劳动组织和配备表

劳 动 组 织 序号 工 种 夜 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 合计 煤机司机 支架工（移架、推前溜） 放煤工（放煤、拉后溜） 出口维护工 机电维护工 支架维护工 控制站工 防尘工 清理工 运输司机 排水工 验收员（兼铁管员） 班长 队长 工区干部 2 2 2 4 1 1 1 1 5 2 1 1 1 1 25 班 次 早 2 2 1 4 5 3 1 0 0 5 2 1 1 1 3 31 中 2 2 2 4 1 1 1 2 5 2 1 1 1 1 26 总计 6 6 5 12 7 3 3 2 3 15 6 3 3 3 5 82 在册 9 9 7 17 11 5 5 3 5 21 9 4 3 3 5 116 - 20 -

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第二节 循环作业

一、42104工作面循环作业图表（见下表）

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第三节 主要经济技术指标

工作面主要技术经济指标（参见下表）。

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16

名 称 工作面倾斜长度 工作面走向长度 可 采 储 量 煤 层 厚 度 机 采 高 度 机 采 回 收 率 放 顶 煤 高 度 顶 煤 回 收 率 循 环 进 度 日 循 环 个 数 循 环 产 量 正 规 循 环 率 平 均 日 产 量 月 产 量 月 推 进 度 工作面服务年限 单 位 m m 万t m m % m % m 个 t ％ t 万t m 月 数 量 150 1195 246.28 9～15/12 3.0 95 9.0 75 0.8 3.0 1647 90 4447 13.3 72 18.5 备 注 可采 极小～极大/平均 - 22 -

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第六章 生产系统 第一节 主运输系统

运煤路线：工作面前后部刮板输送机→42104运顺转载机→42104运顺皮带→集中皮带→井底煤仓→主斜井皮带→地面选洗系统。 42104运顺使用DSJ100/80/2×160胶带运输机。

第二节 辅助运输系统

一、运料路线

1、地面→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42102中部车场→42104运顺联络巷→42104运顺→42104工作面。

2、地面→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42104中部车场→42104回顺→42104工作面。

二、主要运输设备

1、副斜井使用2JK-4/30绞车。

2、一采区辅助运输巷使用蓄电瓶机车运输支架及支护材料。 3、42104回顺使用SQ-80（110B）型无极绳绞车。 4、42104运顺使用JD-1.6调度绞车。 5、轨道型号均为30Kg/m。

第三节 供水及综合防尘系统

一、42104工作面综合防尘系统 1、系统管路为DN100钢管 2、供水路线

消防水池→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42102中部车场→42104运输顺槽；

消防水池→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42104回风顺槽。

二、供水量计算

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1、注氮需水量：10m/h。 2、支架喷雾需水量：4m3/h。 3、乳化液补水需水量:1m3/h。

4、巷道冲洗、水幕、转载点喷雾需水量：3m3/h。 5、煤机及各部电机冷却水需水量：4m3/h。 总需水量合计为：22m3/h。

经实测从地面至工作面静压供水水压达2.8MPa以上，流量150m3/h，满足工作面要求。

3

第四节 排水系统

一、概述

根据水文地质报告及42102综放工作面实际涌水量，预计1111综放工作面正常涌水量为50m3/h，最大涌水量为80m3/h。

二、运输顺槽排水系统

在运输顺槽巷道低洼处挖设临时水仓，规格：长×宽×深=3.0m×3.0m×2.0m，按需设置三台15kw（BQS60-30-15，排量60m3，扬程30m）潜水泵潜水泵排水，经Φ159mm管路排出。

三、回风顺槽排水系统

42104回风顺槽根据巷道的高低起伏在低洼处，按需设置三台7.5kw（BQS50-25-7.5，排量50m3，扬程25m）潜水泵，敷设Φ108mm排水管排至一采区辅助运输巷水沟。

四、排水线路：

42104综放工作面运顺→一采区辅助运输巷→井底水仓→地面污水处理厂 42104综放工作面回顺→一采区辅助运输巷→井底水仓→地面污水处理厂

第五节 照明系统

各转载点及设备列车处安装防爆照明日光灯，支架每隔10架装一盏防爆日光灯。

第六节 瓦斯抽放系统

一、 本矿建立井下瓦斯抽放站

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抽采设备为井下移动式瓦斯抽放泵站，集中安装在一采区瓦斯抽放泵站硐室内，共布置4套，其中ZWY-230/280-G型和ZWY150/200-G型各2套；瓦斯抽放主管路采用Φ355mmPE管1趟，由一采区瓦斯抽放泵站硐室经一采区回风巷铺设至42104回风顺槽，其中一趟延接至工作面回风隅角，用于回风隅角埋管抽放及插管抽放。

二、管路敷设路线

42104回风顺槽（工作面回风隅角）→一采区回风巷→一采区瓦斯抽放泵站硐室→瓦斯抽放泵站→一采区回风巷→回风斜井

三、当瓦斯浓度≥0.8％时，可以立即投入使用。

第七节 矿压观测系统

一、工作面的矿压观测

工作面支架液压载荷工作阻力测定，在工作面支架前后立柱上下分别安装支架压力防震表（型号：YHY -60），每天专人对其测试的数据进行观测记录，分析记录工作面周期来压步距，并在超前支护醒目位置挂设牌版，标识周期来压步距，指导生产。

二、顺槽的矿压观测

巷道围岩变形观测：在采煤工作面两顺槽设置巷道变形观测点及顶板离层仪，通过对两顺槽巷道顶底板、两帮移近量，掌握巷道顶板稳定情况及回采工作面对超前巷道的变形影响。

三、周期来压

1、矿压组和综采工区加强矿压观察预报工作，掌握顶板周期来压规律。

2、老顶来压期，采高控制在2.8m～3.0m。

3、周期来压期间，顶板破碎时移架做到少降快移，分组移架，确保顶板完好。 4、顶板破碎段控制煤机割煤速度1m/min。 5、加快回采进度。

6、班中每2h进行一次加压补液，支架工必须确保支架的初撑力≥24MPa。 7、工作面移架、推溜使用单体液压支柱助推时，单体液压支柱必须支设牢固，操作人员采取远距离供液，其他人员躲在5m以外安全地点。

8、施工人员严防煤壁片帮、顶板漏矸伤人，进入煤壁前必须使用长把工具（≥2m）

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进行找掉，同时打开护帮板，必要时扶好背帮柱。人员严禁进入无支护区或不安全地点作业。

第八节 安全避险“六大系统”

一、监测监控系统

1、42104综放工作面安装监控分站1台、瓦斯传感器3台、CO传感器1台、温度传感器1台、风速传感器1台。

2、3台瓦斯传感器安装位置分别在工作面（距上出口外10～15m)、回风隅角、回风顺槽。瓦斯传感器报警点设置为瓦斯浓度≥0.8％、断电点设置为瓦斯浓度≥0.8％、复电点设置为瓦斯浓度＜0.8％；CO传感器和温度传感器安装在距42104回风顺槽回风出口以里10～15m 处，CO传感器的报警点设置为24PPm;温度传感器的报警点设置为26℃; 风速传感器的报警值设置为≥4m/s和＜0.25m/s。安装在42104回风顺槽巷道前后10m断面无变化，无障碍，能准确计量风速的地点。

3、安全监控系统路线

地面中心机房→副斜井→井底车场→一采区辅助运输巷→42104工作面各监测点。 二、通讯联络系统

1、工作面通讯系统采用KTT103.1通讯设备，每15m装一组扩音电话。

2、42104综放工作面上下出口、运顺皮带机尾、机头、开关列车位置分别安装调度电话，与矿内部调度电话并网。

三、供水施救系统

供水施救系统与矿井防尘洒水系统合用，供水施救终端安装位置在皮带机头1套（6个供水施救嘴），开关列车2套， 42104回风顺槽距离工作面50米1套，运顺紧急避难硐室4套，回顺每个紧急避难硐室4套，总计供水施救终端12套。

四、压风自救系统

分别在42104综放工作面运顺、回顺各布置一趟Φ108mm无缝钢管压风管路，并与矿井压风系统相连，增加压风自救终端，确保在42104综放工作面工作的全体人员每人一个压风嘴，与供水施救终端联合布置。终端安装位置在皮带机头1套（6个压风自救嘴），开关列车2套， 1111回风顺槽距离工作面50米1套，运顺紧急避难硐室4套，

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回顺每个紧急避难硐室4套，总计压风自救终端12套。

五、人员定位系统

在进入42104工作面两道的必经之路安装人员定位系统分站，实现定位信息的实时收集、处理、存储、统计、显示及上传通讯等功能。

六、紧急避险系统

在42104综放工作面两道距切眼900m处施工紧急避难硐室，共计2个，规格（宽*高*深）：4m*3m*6m,出口2m处安装一道防爆密闭门，有效面积：16m2,用于工作面在发生灾害时供人员躲避。避难硐室接入压风、供水、通讯联络、人员定位、监测监控、照明系统。配备的食品发热量不少于每人5000KJ/d，饮用水不少于1.5L/d。1111综放工作面运顺避难硐室按避难人数20人，回顺按照避难人数20人,储备不少于4天的食物与饮用水。配备的自救器为隔绝式，有效防护时间不低于45min，数量不低于额定人数的1.2倍。采用压风管路进行通风，确保巷道内风的流通，以防止瓦斯等有害气体积聚。

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第七章 通风系统

42104综放工作面设计为运输顺槽进风、回风顺槽回风的 “U”型通风系统。

一、 风量计算 通风

1、工作面需要风量计算

根据《矿井风量计算细则》，每个采煤工作面的需要风量，应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和同时作业人数等规定分别进行计算，然后取其最大值。

（1）按气象条件确定需要风量

Q采1＝Q基本×K采高×K采面长×K温 （m3/min）

式中：Q采1—采煤工作面需要风量，m3/min；

Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min； K采高—采煤工作面采高调整系数，放顶煤工作面取1.5； K采面长—采煤工作面倾斜长度调整系数，面长为150m，取1； K温—采煤工作面温度与对应风速调整系数，工作面温度18℃，取1。

Q基本＝60×V采1×S采max×70% （m3/min）

式中：V采1——采煤工作面适宜风速，V采1取1m/s；

S采max——采煤工作面最大控顶时净断面积，m2。

S采max＝采煤工作面最大控顶距×工作面实际采高－输送机、支架(支柱)、梁子等所占的面积，m2。

工作面最大控顶距为5.39m，工作面实际采高为3.0m，1部输送机所占面积为0.4 m2，支架所占面积为5.5 m2。则：

S采max＝5.39×3.0－0.4－5.5＝10.27 （m2） Q基本＝60×1×10.27×70%＝431.34 （m3/min） Q采1＝431.34×1.5×1×1=647（m3/min）

工作面最小控顶距4.59m，最大控顶距为5.39m，工作面实际采高3.0m，1部输送机所占面积为0.4 m2，支架所占面积为5.5 m2，后尾梁上部所占面积为0.5 m2，故

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S采max=5.39×3.0-0.4-5.5-0.5=9.77m S采min=4.59×3.0-0.4-5.5-0.5=7.37 m2 S采平均=（9.77+7.37）/2=8.57m2 Q基本=60×V采1×S采max×70% =60×1×9.77×70% =410.34 m3/min

Q采1=Q基本×K采高×K采面长×K温 =410.34×1.5×1×1 =553.96 m3/min

表1 K采高——采煤工作面采高调整系数 采 高(m) 系 数(K采1.0 高) 表2 K采面长——采煤工作面倾斜长度调整系数 采煤工作面倾斜长度＜150 (m) 调整系数(K长) 1.0 1.0～1.3 1.3～1.5 150～200 ＞200 1.1 1.5 <2.0 2.0～2.5 ≥2.5及放顶煤工作面 2

表3 K温——采煤工作面温度与对应风速调整系数 采煤工作面空气温度（℃） <18 18～20 20～23 23～26 26～28 28～30 （2）按瓦斯涌出量计算

Q采2＝100×q采CH4×KCH4

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采煤工作面风速（m/s） 0.3～0.8 0.8～1.0 1.0～1.5 1.5～1.8 1.8～2.5 2.5～3.0 配风调整系数K温 0.90 1.00 1.00～1.10 1.10～1.25 1.25～1.4 1.4～1.6 陕西旬邑青岗坪矿业有限公司青岗坪煤矿 42104综放工作面设计说明书

＝100×6.0×2.0＝1200 （m/min）

式中：Q采2——采煤工作面实际需要风量，m3/min；

q采CH4——采煤工作面回风巷风流中日平均绝对瓦斯涌出量，本工作面采取本煤层预抽、采空区高位抽放、隅角埋管抽放等措施抽采瓦斯，工作面回采期间将绝对瓦斯涌出量中的风排部分控制在6.0 m3/min以下；

K采CH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0。

3

（3）按采煤工作面温度选择适宜的风速计算

Q采3＝60×V采3×S平均

＝60×1.0×14.97=898.2（m3/min）

式中：V采3—采煤工作面风速，温度20℃，取1.0m/s；

S平均—采煤工作面最大和最小控顶距净断面积的平均值，经计算为14.97m2。 （4）按采煤工作面同时作业人数计算 每人供风量≦4m3/min：

Q采4＞4N （m3/min）

式中：N——工作面同时工作的最多人数，取35。

Q采4＝4×35＝140（m3/min）

取经上述计算结果的最大值得：Q采＝1200 m3/min。 （5）按采煤工作面风速进行验算

15 S采平均≤Q采≤240 S采平均 （m3/min）

式中：S采平均—工作面平均断面积，为14.97 m2。

（15×14.97≈225）＜（Q采＝1200）＜（240×14.97≈3593） 故工作面风速符合要求。

因此，42104工作面所需风量为1200 m3/min。 2、通风路线

主（副）斜井→井底车场→一采区辅助运输巷、一采区皮带输送机巷→42104运输顺槽→42104工作面→42104回风顺槽→一采区回风巷→回风斜井→地面。

3、通风设施

控制影响42104工作面的通风设施主要有42104回风顺槽外段的2道风门和42104

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回风道的调节风墙。

二、通风设施及路线 1、通风设施及管理：

根据该地区通风系统分析，控制影响该面的通风设施主要有: 42104回风顺槽外段的2道风门和42104回风道的调节风墙。以上通风设施对保证该面系统稳定极为重要，任何人都不得随意损坏或将两道风门同时打开，以防风流短路，威胁工作面安全。 2、通风路线如下：

主（副）斜井→井底车场→一采区辅助运输巷、一采区带式输送机巷→42104运输顺槽→42104工作面→42104回风顺槽→一采区回风巷→回风斜井→地面。

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第八章 供电设计 第一节 供电概况

42104综放工作面位于一采区东翼，南为42102综放工作面采空区。其余三面皆为未采区。工作面设计采用综采放顶煤工艺，其设计原则按照最大供电负荷计算。运输道顺槽皮带由一台KBSJZY-1250/10变压器供电，工作面电气设备由两台KBSJZY-2000/10移动变压器供电,两道660V低压供电系统由一台KBSJZY-1250/10变压器供电，三台移变高压侧电源均来自一采区变电所。移动变电站和控制站距切眼约100m。

2、电压等级：

高压系统电压等级为10KV，工作面电气设备的电压等级为1140V，工作面材料道、运输道电气设备电压为660V，照明信号电压为127V ，42V及36V为控制电压。

表5-1负荷统计表： 电电机 实际使使用 机设备设备名称 设备型号 用功率 备注 地点 电压 功率台台数 （KW） （V） （KW） 数 采煤机 MG300/730-WD2 工作面 1140 730 5 1 730 SGZ764/400400(20前部溜子 工作面 1140 2 1 400 （200） 0) SGZ800/800(40800(40后部溜子 工作面 1140 2 1 800 0) 0) 315(16315(16转载机 SZZ830/315 工作面 1140 1 1 0) 0) 一用两乳化泵 LRW400/31.5 工作面 1140 250 3 3 750 备 一用一防尘泵 WPZ320/6.3 工作面 1140 45 2 2 90 备 破碎机 PLM2000 工作面 1140 0.09 1 160 忽略不通讯信号 KTC2 工作面 127 0.09 1 计 合 计 3245 胶带输送DSJ100皮带 运输道 1140 160×2 4 2 640 机 不常使张紧绞车 JH-14 运输道 1140 18.5 2 2 37 用 回柱绞车 JH-30T 运输道 660 45 1 1 45 - 32 -

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调度绞车 排水泵 排砂泵 合 计 排砂泵 JD-25 QSK-22 QSK-7.5 QSK-7.5 运输道 660 运输道 660 运输道 660 材料道 660 25 22 7.5 7.5 22 110 25 55 4 2 2 3 1 1 2 1 4 2 2 3 1 1 2 1 100 44 15 881 22.5 22 110 50 55 259.5 4385.5 排砂泵 QSK-22 材料道 660 无极绳绞SQ-80（110B） 材料道 660 车 调度绞车 JD-25 材料道 660 乳化泵 合 计 总 计 BRW80 材料道 660 3、供电方式：

工作面照明采用DJC18/127L(A)型矿用防爆多功能支架灯，通讯信号采用KTC2型控制设备，支架灯、通讯电话站的安装间隔为15米，总数为10只，照明、信号的127V电源由控制站的ZBZ-4.0综保提供的127V电源供电。

第二节 动力变压器的选择

（按需用系数法计算变压器容量和台数）

1、工作面1140V系统：

PMAX =400×2（后部溜子两台400KW电机同时起动）=800KW ΣPN =3245KW KX =0.4+0.6×800/3245=0.55 取KX = 0.6 加权平均功率因数COSΦPJ =0.7

选用两台KBSJZY-2000/10型移动变电站分别供电。

1#移变：工作面煤机、1#乳化泵、工作面前部刮板输送机、破碎机，负荷为： ΣP1=730+250＋400+160=1585KW

Sj= KX×ΣP1/ COSΦPJ =0.6×1585/0.7=1359KVA β1= Sj /Se=1359/2000=0.68

2#移变：工作面后部刮板输送机、转载机、2#乳化泵及两台防尘泵，负荷为： ΣP2=800+315+250+90=1455KW

Sj= KX×ΣP2/ COSΦPJ =0.6×1365/0.7=1247KVA

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β2= Sj /Se=1247/2000=0.6 2、运输道皮带输送机1140V系统：

PMAX =160×2（两台160KW电机同时起动）=320KW ΣPN =677KW KX=0.4+0.6×320/677=0.68 取KX = 0.7 加权平均功率因数COSΦPJ =0.7

选用一台KBSJZY-1250/10型移动变电站供电，负荷具体分配见供电系统图。 Sj= KX×ΣPe/ COSΦPJ =0.7×677/0.7=677KVA β= Sj /Se=677/1250=0.54 材料道及运输道660V系统：

PMAX =110KW（无极绳绞车110KW电机起动功率最大） ΣPN =463.5KW KX=0.4+0.6×110/463.5=0.54 取KX = 0.6 加权平均功率因数COSΦPJ =0.7 （1）材料道：ΣPe=259.5KW

Sj= KX×ΣPe/ COSΦPJ =0.6×259.5/0.7=222.4KVA （2）运输道： ΣPe=204KW

Sj= KX×ΣPe/ COSΦPJ =0.6×204/0.7=174.9KVA β= Sj /Se=（174.9+222.4）/630=0.63

矿用橡套电缆的长时允许载流值：

主芯线截面（mm2） 长时允许载流值（A） 1、电缆型号确定

根据采区供电电压、工作条件、敷设地点及电缆型号确定原则，本采区电缆型号确定如下：

从一采区变电所到移动变电站采用MYPTJ-3×95＋3×50＋3×2.5-1750m矿用监视型屏蔽电缆，从移动变电站向采煤工作面电气设备供电采用MCP系列屏蔽橡套电缆，工作面控制电缆采用MYQ-3×4＋1×2.5型，通讯电缆采用MHYV-4×2.5型，从采区变电所到材料道、运输道的干线电缆及从起动开关到电动机电缆均采用MY系列矿用橡套软

4 36 6 46 10 64 16 25 35 50 70 95 85 113 138 173 215 260 - 34 -

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电缆。

2、长度的选择：

高压电缆长度按L实=1.05L巷来选择；1140V和660V系统橡套电缆按L实=1.1L巷来选择。

3、电缆截面的选择及校验：

（1）从采区变电所到移动变电站采用MYPTJ-8.7/10KV 3×95＋3×50/3＋3×2.5，其长期允许载流量为260A。电缆的持续工作电流为：

Sp3245Ia???187＜260A3UN3?10,合格。

（2）煤机是工作面负荷最大、供电距离最远的设备，电缆选用MCP-3×95+1×50型两根，其长期允许载流量为260A，使用两根长期允许载流量为520A。对其电流校验：

Kde?PN?1030.6?730?103ICA???248A＜520A3UNCO?Swm3?1200?0.85 ，合格。 （3）考虑到长时间允许载流量电压损失、短路保护灵敏度等因素，对660V 系统主干线均选用MYP-3×70+1×25的橡套电缆。其长期允许载流量为215A，具体长度和截面见供电系统图。

以供电负荷最大的运输道第二线路校验：

Ica?Kde?PN?1033UNCOS?wm0.6?260?103??186.5A?215A3?690?0.7合格。

其它线路经校验均合格,计算略。

第三节 系统短路电流计算和保护装置的整定

1、运输道两部顺槽皮带1140V供电系统 一部皮带机电机为160*2KW， 根据公式：I=KfPn/η

3U cosΦ=0.75×320/3×0.95×1.14×0.75=172A（其中

Kf取0.75、CosΦ取0.75）。

二部皮带机开关电源、负荷电缆截面及开关选择：

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根据公式：I=Kx∑Pn/3UcosΦ 式中：I-------该线路最大长时工作电流， A ΣPn---该线路用电负荷总功率， KW Kx—需用系数，取0.75 U--额定电压等级，KV

CosΦ—加权平均功率因数，取0.75 I=0.75×320/3×1.14×0.75=210A。

根据计算结果到二部1米皮带机开关电源电缆选用1根MYP0.66/1.14-3×95＋1×25橡套电缆（电缆长时载流量260A），对应的开关整定值190A。短路整定值：IZ=190*8=1520A。

2、 材料道、运输道660V系统

（1）回风巷的无极绳绞车负荷电缆截面的选择：

回风巷的无极绳绞车电机为110KW， 根据公式：I=KfPn/η

3U cosΦ=0.75×110/3×0.95×0.66×0.75=71A（其中Kf

取0.75、CosΦ取0.75）。

根据计算结果，回风巷的无极绳绞车电机负荷电缆选取MYP--0.66/1.14--3×25＋1×16橡套电缆1根，对应的开关整定值70A。短路整定值：IZ=70*8=560A。 （2）回风巷最远电缆换算长度=600*1.91=1146M

查表得Id1(2)=1043A,

回风巷KBZ-400馈电开关整定：Iz=IQe+Kx*∑Ie=73*7=511A 灵敏度系数校验：Id(2)/IZ=1043/511=2>1.5，符合要求。 （3）、运输巷最远电缆换算长度=40*0.53=21M 查表得Id2(2)=4658A,

运输巷KBZ-400馈电开关整定： IZ=Iz=IQe+Kx*∑Ie=192*7=1344A

灵敏度系数校验：Id(2)/IZ=4658/1344=3.5>1.5，符合要求。

因两道660V供电系统均采用干线式供电，各起动开关的负荷线较短，计算时忽略不记。同理整定和校验其它各开关整定值均合格，计算从略。

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（4）带两道660V系统的轨道大巷变压器低压侧馈电开关的保护整定：

变压器低压侧选用BXBD-630/1140型矿用隔爆型低压保护箱，采用PLC综合保护器。 其过载整定值按实际负载电流值整定: ΣPN=463.5KW

IZ1= Kde×ΣPN×1.15= 0.4×463.5×1.15=213A 取IZ1=220A 其短路整定原则按IZ2= 8IZ1整定: 取 IZ2= 8IZ1=1704A

灵敏度校验为：ID1(2)/ IZ2=8701/1704=5.1> 4.3 合格。 3、工作面1140V系统：

(1)1#变压器所带负荷采煤机、前部刮板机、破碎机与乳化液泵站组合控制开关电源、负荷电缆截面及开关选择：

根据公式：I=Kx∑Pn/3UcosΦ 式中：I-------该线路最大长时工作电流， A ΣPn---该线路用电负荷总功率， KW Kx—需用系数，取0.75 U--额定电压等级，KV

CosΦ—加权平均功率因数，取0.75 I=0.75×1540/3×1.14×0.75=780A。

根据计算结果带采煤机、前部刮板机、破碎机与乳化液泵站移动变电站到组合开关的电源电缆选用4根MYP0.66/1.14-3×95＋1×25橡套电缆（电缆长时载流量260A），控制开关选用QJZ-2000/1140(660)-9组合开关，能够满足要求。

采煤机截割电机负荷电缆截面及开关的选择： 根据公式：I=KfPn/η

3U cosΦ

其中 I------设备长时工作电流，A Kf----设备负荷系数，取0.7 Pn---设备的额定功率，KW η-----设备的效率，取0.95 U-----设备的额定电压等级，KV

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