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'工作面设计说明书第一部分14-1104工作面设计方案根据公司采掘衔接计划安排，14-1102工作面掘进工程完工后，掘进衔接顺序为14-1104、14-1106工作面。14-1107胶带顺槽在掘进时按方位角1790施工，如14-1106工作面上顺槽按方位角1800设计施工，则14-1107和14-1106工作面回采后，两工作面之间将有一部分储量损失，为了杜绝资源浪费，合理布置14-1104、14-1105、14-1106工作面，现有四种方案进行比较，方案如下：一、各方案工作面布置情况概述方案一：1、14-1104工作面：14-1104上、下顺槽与14-1103上顺槽平行布置。104上顺槽与105下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），104下顺槽与103上顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中）。上顺槽设计长度为2341m，下顺槽设计长度为2254m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为180m（中至中）。2、14-1105工作面：14-1105上顺槽与14-1107下顺槽平行布置，下顺槽与14-1103上顺槽平行布置。105上顺槽与106下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），105下顺槽与104上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。上顺槽设计长度为2490m，下顺槽设计长度为2366m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为162m（中至中）。3、14-1106工作面：14-1106上、下顺槽与14-1107下顺槽平行布置。106上顺槽与107下顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中），106下顺槽与105上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。上顺槽设计长度为2626m，下顺槽设计长度为2623m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为180m（中至中）。见附图1：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案一）》方案二：1、14-1104工作面：14-1104上、下顺槽与14-1-99- 107下顺槽平行布置。104上顺槽与105下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），104下顺槽与103上顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中）。上顺槽设计长度为2343m，下顺槽设计长度为2274m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为162m（中至中）。2、14-1105工作面：14-1105上、下顺槽与14-1107下顺槽平行布置。105上顺槽与106下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），105下顺槽与104上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。上顺槽设计长度为2477m，下顺槽设计长度为2351m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为185m（中至中）。3、14-1106工作面：14-1106上、下顺槽与14-1107下顺槽平行布置。106上顺槽与107下顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中），106下顺槽与105上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。上顺槽设计长度为2626m，下顺槽设计长度为2623m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为180m（中至中）。见附图2：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案二）》方案三1、14-1104工作面：14-1104上、下顺槽与14-1103上顺槽平行布置。104上顺槽与105下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），104下顺槽与103上顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中）。上顺槽设计长度为2341m，下顺槽设计长度为2254m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为180m（中至中）。2、14-1105工作面：14-1105上顺槽与14-1107下顺槽平行布置，下顺槽在1075m处布置一个20m的台阶，采用“刀把”式布置并平行于14-1105上顺槽。105上顺槽与106下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），105下顺槽与104上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。上顺槽设计长度为2477m，下顺槽设计长度为2351m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为165m（中至中）。3、14-1106工作面：14-1106上、下顺槽与14-1-99- 107下顺槽平行布置。106上顺槽与107下顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中），106下顺槽与105上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。上顺槽设计长度为2626m，下顺槽设计长度为2623m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为180m（中至中）。见附图3：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案三）》方案四1、14-1104工作面：14-1104上、下顺槽与14-1103上顺槽平行布置。104上顺槽与105下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），104下顺槽与103上顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中）。上顺槽设计长度均为2341m，下顺槽设计长度为2254m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为180m（中至中）。2、14-1105工作面：14-1105上顺槽与14-1107下顺槽平行布置，下顺槽在1074m、1647m处共布置两个10m的台阶，采用“刀把”式布置并平行于14-1105上顺槽。105上顺槽与106下顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中），105下顺槽与104上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。上顺槽设计长度为2477m，下顺槽设计长度为2351m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为165m（中至中）。3、14-1106工作面：14-1106上、下顺槽与14-1107下顺槽平行布置。106上顺槽与107下顺槽留设巷道保护煤柱20m（中至中），106下顺槽与105上顺槽留设巷道保护煤柱30m（中至中）。上顺槽设计长度为2626m，下顺槽设计长度为2623m，上顺槽为胶带顺槽（回风巷），下顺槽为轨道顺槽（进风巷）。切眼设计长度为180m（中至中）。见附图4：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案四）》二、方案比较方案比较表方案项目技术比较经济比较优点缺点巷道掘进工程量（米）储量损失（万吨）方案一1、通风、运输系统简单，便于管理。2、运输方便，工作面安装回采期间在轨道顺槽安设一部无极绳，减少了设备，提高了安全系数。3、105工作面回采期间需进行加架作业，约83m增加一台支架和一节槽子，增加了安装、运输支架次数，降低了安全系数。1、104工作面：上顺槽2341+下顺槽2254+切眼180+轨胶联络巷180+上顺槽车场40=49912、105工作面：上顺槽2490+下顺槽2366+切眼162+上顺槽车场65+联络巷25=5108不存在储量损失-99- 与方案三、四相比，105工作面掘进期间不需增加溜子，减少设备管理。3、106工作面：上顺槽2626+下顺槽2623+切眼180+轨胶联络巷180+联络巷14=56234、总计4991+5108+5623=15722方案二1、通风、运输系统简单，便于管理。2、运输方便，工作面安装回采期间在轨道顺槽安设一部无极绳，减少了设备，提高了安全系数。3、与方案一相比，105回采期间无需增加支架，减少了安全隐患。104轨道顺槽开口处距104轨道顺槽车场开口处距离近，该区域顶板压力大，维护难度大。1、104工作面：上顺槽2343+下顺槽2274+切眼162+轨胶联络巷162+上顺槽车场35=4976105工作面：上顺槽2477+下顺槽2351+切眼185+上顺槽车场65+联络巷25=51033、106工作面：上顺槽2626+下顺槽2623+切眼180+轨胶联络巷180+联络巷14=56234、总计4976+5103+5623=1570216万吨方案三与方案一相比，105回采期间减少了增加设备次数，只需一次加设到位。1、105轨道顺槽掘进期间需在1075m处拐弯，增大了施工难度，增加了一部溜子。2、105轨道顺槽增加了运输设备，加大了运输管理难度。3、105工作面轨道顺槽回采在1075m，需进行加架作业。4、105轨道顺槽通风阻力增大。1、104工作面：上顺槽2341+下顺槽2254+切眼180+轨胶联络巷180+上顺槽车场40=49912、105工作面：上顺槽2477+下顺槽2351+切眼165+上顺槽车场65+联络巷44+台阶20=51223、106工作面：上顺槽2626+下顺槽2623+切眼180+轨胶联络巷180+联络巷14=56234、总计4991+5122+5623=157369.2万吨方案四与方案一相比，105回采期间减少了增加设备次数。1、105轨道顺槽掘进期间需在1074m、1647m处拐弯，增大了施工难度，增加了两部溜子。2、105轨道顺槽增加了运输设备，加大了运输管理难度。3、105工作面轨道顺槽回采在1074m、1647m需进行加架作业。4、105轨道顺槽通风阻力增大。1、104工作面：上顺槽2341+下顺槽2254+切眼180+轨胶联络巷180+上顺槽车场40=49912、105工作面：上顺槽2477+下顺槽2351+切眼165+上顺槽车场65+联络巷44+台阶10+台阶10=51223、106工作面：上顺槽2626+下顺槽2623+切眼180+轨胶联络巷180+联络巷14=56234、总计4991+51228+5623=157366.7万吨二、方案选择-99- 从表1-1中可以看出，方案一与方案二系统简单、运输方便，但方案二储量损失严重，为16万吨。方案三、方案四与方案一相比105工作面回采期间虽然减少了增加设备次数，但增大了施工难度、设备管理难度，储量损失最少为6.7万吨。综上所述，方案一将14-1105工作面设计为“直角梯形”工作面，系统简单、运输方便、无储量损失，建议采用方案一施工比较合理。-99- 第二部分14-1104工作面设计说明第一章14-1104工作面概况第一节地理位置及邻近采掘关系表1-1工作面位置及井上下关系工作面名称14-1104水平名称+590位置一采区南部煤层名称4-1煤层地面标高1184-1336井下标高660-745井下位置及相邻关系14-1104工作面井下位于一采区。工作面位于一采区轨道上山以南，东为14-1103工作面采空区，西为实体煤，南为矿界。采动情况及影响范围14-1104工作面为14-1102工作面接替面，14-1103工作面于2013年3月份始采，已于2014年6月回采完毕，到2015年5月份稳定期为12个月。地面相对位置14-1104工作面地表位于葛铺村正南方向，41号钻孔以东，210号钻孔以西，220号钻孔、ZK-3号钻孔位于工作面。工作面对应地表为黄土梁峁地貌，无建筑物等设施，盖山厚度约505米-620米。停采线工作面胶带顺槽回采至2200m停采，轨道顺槽回采至2200m停采,距轨道上山留设煤柱80m。回采对地面设施的影响14-1104工作面煤层埋藏深度较深，工作面对应地面无建筑物等设施。走向长（m）2341倾向长（m）180面积（m2）421380-99- 第二节煤层状况一、煤层4-1号煤层：位于太原组顶部，煤厚0.58~4.06m，平均3.04m。煤层结构较简单，含0~3夹矸，夹矸一般为泥岩或炭质泥岩，顶底板多为砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩或泥岩。煤层呈现西厚东薄的趋势。表1-2煤层特征参数表指标单位数值煤层厚度m1.80m-4.10m，平均3.34m煤层倾角(°)3～7°平均6°煤层走向长度m平均2341m容重m3/t1.44煤层埋深m505-620二、煤层结构14-1104工作面开采4-1号煤层，煤层走向近南北，倾向东，倾角6°左右，4-1号煤层厚度1.80米-4.10米，平均3.34米。煤层结构0.59（0.55）2.20。根据14-1103工作面实际揭露资料，4-1号煤层与上部41-1号煤层由北向南逐渐合并，合并前41-1号煤层厚0.59米、4-1号煤层厚2.2米；合并后煤层厚度3.34米左右，其层间距最大1.0米，最小0.49米，岩性以黑灰色砂质泥岩为主。三、煤质表1-3煤质情况一览表Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)Q(MJ/kg)FCd(%)St,d(%)Y工业牌号1.2726.7034.9924.36147.650.3618.01/3焦煤以上煤质资料主要依据ZK-4号孔4-1号煤质化验资料-99- 综上所述，4-1号煤层作动力煤时，为以中灰分煤为主、高灰煤次之，特低硫分，以低磷分煤为主的中热值—高热值的1/3焦煤；4-1号煤层作冶炼用炼焦精煤时，为低灰～中灰，低硫分，以低磷分煤为主的中热值—高热值的1/3焦煤。第三节煤层顶底板表1—4煤层顶底板情况煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶砂质泥岩5.15灰黑，深灰色，局部变为粉砂岩。直接顶细砂岩5.4深灰色，石英为主，泥质胶结，有煤屑，中夹细砂岩。伪顶砂质泥岩1.00黑色，半坚硬直接底砂质泥岩4.49深灰色，有极明显的水平层理，中厚层状，块状，具裂隙，断口平坦状，含植物化石丰，半坚硬老底4#煤2.67黑色，半暗型，由暗型和极少量的镜煤条带组成-99- -99- 第四节地质构造14-1104工作面煤层整体呈单斜构造，岩层走向大致近南北，倾向东，倾角6°左右。根据14-1103、14-1107工作面实际揭露情况分析，预计14-1104工作面会揭露6条断裂构造。表1-6断层情况表编号断层名称性质走向倾向倾角落差（m）对采掘影响程度1F35正断层50°140°48°0.60影响小2F36正断层335°65°53°2.0影响较大3F38正断层322°52°56°2.0影响较大4F37正断层7°97°30°0.5影响小5F33正断层352°82°60°4.5影响大6F39正断层256°346°30°1.2影响较小第五节水文地质根据现有地质资料及14-1103工作面实际揭露资料：14-1104工作面直接充水水源为4-1号煤层顶底板砂岩裂隙水，正常情况下工作面掘进过程中只表现为顶板滴水、淋水，底板渗水现象，如遇裂隙发育地段，局部顶板淋水、底板涌水较大，预计14-1104工作面正常涌水量在40m3/h左右，最大涌水量在60m3/h左右。我矿奥灰水静止水位标高为1139米，14-1104工作面4-1号煤层底板标高660米-745米，低于奥灰水静止水位标高479米—394米，属带压开采。经计算：巷道底板突水系数为0.042—0.036MPa/m，低于临界突水系数值；安全隔水层厚度6.8米，小于实际隔水层厚度157.65（ZK-3号钻孔资料）。正常情况下工作面掘进时在没有构造导水的情况下，奥灰水不会突入工作面造成突水事故。第六节瓦斯情况14-1104工作面瓦斯涌出情况参照14-1103工作面瓦斯情况取值，14-1103工作面正常回采时瓦斯绝对瓦斯涌出量4.3m3/min左右，因此14-1-99- 104工作面绝对瓦斯涌出量取值4.3m3/min。正利煤业2014年度瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯矿井。第七节煤层自燃性根据山西煤矿设备安全技术检测中心《山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司自燃倾向性和煤尘爆炸性鉴定报告》，正利煤业4-1#煤层鉴定结论为：自燃倾向性为Ⅱ类自燃煤层。第八节煤尘爆炸性根据山西煤矿设备安全技术检测中心《山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司自燃倾向性和煤尘爆炸性鉴定报告》，正利煤业4-1#煤层鉴定结论为：煤尘具有爆炸性。-99- 第二章工作面设计第一节工作面要素一、工作面要素确定的依据：1、岚县正利煤业有限公司《2015年-2017年采掘衔接计划》2、太原设计研究院《山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计说明书》3、工作面设计要符合《煤矿工程设计手册》的规定。4、工作面设计要适应矿井煤层赋存情况。5、工作面设计要考虑矿井现有的采掘设备及工艺。6、现场收集及公司有关部门提供的相关资料。二、工作面要素：1、14-1104工作面上顺槽长2341m、坡度：3°～7°。2、14-1104工作面下顺槽长2254m、坡度：3°～7°。3、14-1104工作面切眼斜长：180m、坡度：约6°。4、14-1104工作面采高：平均3.34m。第二节巷道布置及开口位置一、巷道布置14-1104工作面上顺槽为胶带顺槽，下顺槽为轨道顺槽，轨道顺槽为进风巷，胶带顺槽为回风巷，上、下顺槽均沿煤层顶板布置。二、两顺槽、联络巷、上顺槽车场、切眼开口位置1、14-1104工作面轨道顺槽布置于4-1号煤层中，沿4-1煤层顶板施工，轨道顺槽用于进风、运料、供电、供液、供风、供水、排水。轨道顺槽在14-1103胶带顺槽车场联络巷内开口，开口点距14-1103胶带顺槽k点23m，开口方位角180°，开口坐标点为：X=37567157.24；Y=4230540.07；Z=660.3。轨道顺槽开口采用炮掘施工，开口20m范围内炮掘，然后机掘作业。2、14-1104工作面轨胶联络巷布置于4-1号煤层中，沿4-1煤层顶板机掘施工，联络巷用于14-1104胶带顺槽开口及掘进前期的进风、运输、供电、供液、供风、供水、排水。联络巷在14-1104轨道顺槽内开口，开口点距14-1104轨道顺槽开口点20m，开口方位角270°，开口坐标点为：X=37567157.24；Y=4230520.07；Z=660.3。-99- 3、14-1104工作面胶带顺槽布置于4-1号煤层中，沿4-1煤层顶板机掘施工，胶带顺槽用于回风、运煤、供电、供风、供水、排水。胶带顺槽在轨胶联络开口，先施工与回风上山联络段，待顺槽与回风上山贯通后，再施工胶带顺槽车场，最后向正南方向施工顺槽。胶带顺槽开口方位角360°，开口坐标点为：X=37566977.24；Y=4230520.07；Z=683.3。胶带顺槽车场开口方位角330°，开口坐标点：X=37566977.24；Y=4230524.94；Z=683.3。4、14-1104工作面切眼布置于4-1号煤层中，沿4-1煤层顶板机掘施工，用于回采工作面设备的布置及生产作业。14-1104工作面切眼在14-1104轨道顺槽沿正南方向掘进至2254m处时开口，开口方位角270°。切眼施工长度为180m。表2-114-1104工作面巷道开口位置坐标表名称XYZ方位角轨道顺槽开口位置坐标37567157.244230540.07660.3180胶带顺槽开口位置坐标37566977.244230520.07683.3360三、安全保护煤柱留设1、根据《采矿工程设计手册》上山两侧保护煤柱留设为50～80m，综合14-1101、14-1103、14-1108、14-1107、14-1102工作面生产经验，上山保护煤柱留设取值为80m。2、根据中国矿业大学提供护巷煤柱宽度载荷应力验算，结合我矿14-1101、14-1103、14-1108、14-1107、14-1102工作面支护经验，确定14-1104工作面上顺槽与105工作面下顺槽护巷煤柱留设为30m（巷道中至中），14-1104工作面下顺槽与103工作面上顺槽护巷煤柱留设为20m（巷道中至中）四、巷道布置见附图5：《14-1104工作面平面布置图》-99- 第三章巷道施工设计第一节掘进工艺一、破煤方式1、机掘施工（1）14-1104工作面上顺槽采用EBZ-200型掘进机沿4-1号煤层全断面一次成巷方式施工，截割头由巷道一侧底部进刀，采用左右循环由下向上在巷道内水平截割，循环进尺1.0m。（2）14-1104工作面下顺槽采用EBZ-160型掘进机沿4-1号煤层全断面一次成巷方式施工，截割头由巷道一侧底部进刀，采用左右循环由下向上在巷道内水平截割，循环进尺1.0m。2、炮掘施工（1）14-1104工作面下顺槽开口及上顺槽车场采用炮掘方式施工，下顺开口20m范围内炮掘施工，然后必须机掘。一次装药一次爆破的方式施工，沿4-1号煤层全断面一次成巷，循环进尺0.8m。（2）遇特殊地质构造带时采用炮掘施工。二、装载运输（1）机掘施工时运输方式：掘进机割煤后，通过掘进机装载部自行装煤，掘进机刮板运输机将煤运至胶带（或刮板）输送机上，然后经溜煤眼放至胶带上山、+590胶带大巷胶带输送机上运至井底煤仓，最后由箕斗提升至地面。（2）炮掘施工时运输方式：打眼放炮后人工用大铁锹将煤渣清至溜子，溜子运至顺槽皮带上运走，然后经溜煤眼放至胶带上山、+590胶带大巷胶带输送机上运至井底煤仓，最后由箕斗提升至地面。三、掘进机械、钻具的名称、型号、数量、动力、照明来源，湿式凿岩（煤）等，见表3-1。表3-1施工设备与供电情况表序号设备名称型号功率∕kW使用数量电压∕V1掘进机EBZ-160（200）211402变压器KBSG-630/10630111403压入式风机FBD-NO8.02×45211404除尘风机KCS-175LL21140-99- 5控制开关QBZ-200/1140（660）30411406照明、信号、综保ZBZ—4.0M31277激光指向仪YBJ—850（A）11278馈电开关BKZ20-400411409控制开关QBZ-80/1140(660)4114010锚杆钻机MQT130/2.8J411帮锚钻机MQS-50/1.8412锚杆预应力检测仪MYJ213锚杆拉力计LDZ-200214锚索拉力计MST19-250／502见附图6：《掘进机截割顺序图》四、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置，装载与运输岩（煤）方式，运输距离，见表3-2。表3-2装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置运输方式运输距离1刮板输送机SGW-40T1104下顺槽车场刮板链运输23m2刮板输送机SGW-40T1104上顺槽车场刮板链运输53m3带式输送机SSJ-8001104上顺槽皮带运输2314m4带式输送机SSJ-8001104下顺槽皮带运输2254m5带式输送机SSJ-8001104下顺槽皮带运输71m第二节主要巷道支护设计一、14-1104工作面胶带顺槽支护形式，有关参数及支护断面根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况，14-1104工作面胶带顺槽设计采用矩形断面，本设计参考《采矿工程设计手册》进行设计。1、巷道宽度：B＝a+b1+b2+c式中：B---巷道宽度；a---胶带机宽度，取1.6m（带宽1.0m）；b1---铺设轨道宽度，取0.6m，距胶带输送机安全间隙，取0.4m；b2---铺设、吊挂管路最大宽度，取0.4m，距巷帮安全间隙，取0.2m；c---人行道宽度，取1.0m；将以上数据代入公式:-99- B＝1.6+0.6+0.4+0.4+0.2+1.0＝4.2m考虑锚杆外露长度0.2m及巷道受压后变形因素，将胶带顺槽宽度设计为4.5m，4.5m＞4.2m+0.2m可以满足要求。2、巷道高度：该工作面开采4-1煤，煤层平均厚度3.34m，巷道沿煤层顶板掘进。按设备最大高度验算：H＝h1+h2+h3式中：h1---设备高度，取2.0m；h2---设备顶端距巷道顶板高度0.3m；h3---锚杆、锚索外露长度，取0.2m；将以上数据代入公式:H=2.0+0.3+0.2=2.5m。胶带顺槽巷道高度设计为3.0m，3.0m＞2.5m可以满足安装要求。3、巷道断面：S＝B×H=4.5×3.0＝13.5m24、风速验算：V胶带=Q胶带/(60×S)式中：Q胶带---胶带顺槽设计配风量，923m3/min；V胶带--皮胶带顺槽风速；将以上数据代入公式:V胶带=Q胶带/(60×S)＝923/(60×13.5)=1.14m/s由于0.25m/s＜1.14m/s＜4m/s，胶带顺槽设计断面可以满足通风要求。5、支护形式：（1）顶板支护参数采用“树脂螺纹钢锚杆+梯子梁+钢绞线锚索+金属菱形网”进行联合支护，a、锚杆规格：ф20×2200mm，间排距：800mm×1000mm（每-99- 1排布置6根锚杆）。a、锚索规格：ф18.96×6500mm，间排距：1600mm×2000mm（锚索采用三花布置，每隔两排锚杆布置一根锚索或两根锚索。加打一根时布置在巷道中间。加打两根时，每根距巷道中心线为800mm)c、金属菱形网规格：长×宽=4500×1100mm，采用10#镀锌铁丝制作。d、梯子梁规格：长×宽=4300×60mm，采用14#圆钢普焊制作。（2）两帮支护参数回采帮采用“玻璃钢锚杆+金属菱形网+W钢带”进行联合支护；保险帮采用“树脂螺纹钢锚杆+金属菱形网+梯子梁+W钢带”进行联合支护。a、玻璃钢锚杆和树脂螺纹钢锚杆规格：ф20×2200mm，间排距均为：800×1000mm（每1排布置4根锚杆）；玻璃钢锚杆托盘采用与玻璃钢锚杆配套塑料托盘。b、金属菱形网规格：长×宽=3000×1100mm，采用10#镀锌铁丝制作。c、梯子梁规格：长×宽=1800×60mm，采用14#圆钢普焊制作。d、巷道每掘进100m全断面均铺设3m塑料网，顶网规格：长×宽=4500×1100mm；帮网规格：长×宽=3000×1100mm。6、采用计算方法校对支护参数（1）锚杆长度：顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，要达到支护效果，其顶、帮锚杆长度应满足：L≥L1+L2+L3式中：L——锚杆长度mL1——锚杆外露长度，取0.04mL2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）L3——锚入岩（煤）体内深度（顶锚杆1.0m、帮锚杆取0.3m）普式免压拱高：b=[B/2+Htan(45°-W帮/2)]/f顶破碎深度：c=Htan(45°-W帮/2)式中：B——巷道掘进宽度取B=4.5m；H——巷道掘进高度H=3.0m；f顶——顶板岩石普氏系数，取4-99- W帮——两帮围岩内摩擦角，取51。根据以上公式：b=[4.5/2+3.0tan(45°-51°/2)]/4=0.83c=3.0tan(45°-51°/2)=1.06顶锚杆长度选用2.2m＞0.04+0.83+1.0m=1.87m，满足设计要求。帮锚杆长度选用2.2m＞0.04m+1.06m+0.3m=1.4m，满足设计要求。（2）锚杆直径锚杆直径按杆体承载力与锚固力等强度原则。d=1.13顶锚杆锚固力为Q取80KN，帮锚杆锚固力为Q取60KN；锚杆杆体抗拉强度δt取455Mpa（实际检测得）d顶=1.13√80/455=15mmd帮=1.13√60/455=13mm顶锚杆直径选用20mm＞15mm，满足设计要求帮锚杆直径选用20mm＞13mm，满足设计要求。（3）根据锚杆所能悬吊的重量校对锚杆间排距悬吊重量G=rL2a2锚固力Q应能承担G的重量，Q>KGa<（Q/krL2）1/2式中：a——锚杆间排距Q——顶锚杆锚固力≥80KN取100KN（实测数据）帮锚杆锚固力≥60KN取80KN（实测数据）K——安全系数取2r——岩石的密度取26.5KN/m3L2——锚杆有效长度：顶锚杆间排距a<（Q/krL2）1/2=[100/（2×26.5×0.83)]1/2=1.50m顶锚杆设计间距0.8m、排拒1m，均小于1.50m，符合设计要求。帮锚杆间、排距：-99- a<（Q/krL2）1/2=[80/（2×26.5×1.06)]1/2=1.19m帮锚杆设计间距0.8m、排拒1m，均小于1.19m，符合设计要求。（4）悬吊作用校对锚索间距校对锚索间排距，冒落高度按最严重的冒落高度，即大于锚杆长度的整体考虑。此时，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，取垂直方向的平衡，可用下式计算锚索间距。L=nF2/[BHY-(2F1sinQ)/L1]式中：L——锚索间距B——巷道最大冒落宽度取B=4.5mY——岩体容重，取26.5KN/m3L1——锚杆排距取1.0mF1——锚杆锚固力，取100KNF2——锚索极限承载能力，取400KN(实测数据)Q——顶锚杆与巷道顶板的夹角，取75°N——锚索排数，取2H——巷道冒落高度取3.0mL104胶带顺槽=nF2/[BHY-(2F1sinQ)/L1]=2×400/[4.5×3.0×26.5—（2×100sin75°）/1]=4.86m锚索设计间距1.6m＜4.86m,符合设计要求。见附图7：《14-1104胶带顺槽断面支护图》二、14-1104工作面轨道顺槽支护形式，有关参数及支护断面根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况，14-1104工作面轨道顺槽设计采用矩形断面，本设计参考《采矿工程设计手册》进行设计。1、巷道净宽B＝a+b+c式中：B---巷道净宽；a---非人行道侧设备外端距巷帮之间的距离，取0.8m；b---运输设备最大宽度，取1.4m；-99- c---人行道侧设备外端距巷帮之间的距离，取1.0m；将以上数据代入公式:B＝0.8+1.4+1.0＝3.2m；考虑锚杆外露长度0.2m及巷道受压后变形因素，将轨道顺槽宽度设计为4.5m，4.5m＞3.2m+0.2m可以满足要求。2、巷道高度：该工作面所采4-1煤，煤层厚度3.34m，巷道沿煤层顶板掘进，设计巷道高度为3.0m。按设备最大高度验算：H＝h1+h2+h3式中：H---巷道高度；h1---运输设备最大高度，取2.0m；h2---巷道底板距轨面高度，取0.36m；h3---锚杆、锚索外露长度，取0.2m；将以上数据代入公式:H=2.0+0.36+0.2=2.56m；轨道顺槽巷道设计高度3.0m＞2.56m，可以满足运输设备要求。3、巷道断面：S＝B×H=4.5×3.0＝13.5m24、按风速进行验算V轨道=Q轨道/(60×S)式中：Q轨道---轨道顺槽设计配风量，923m3/min；V轨道--轨道顺槽风速；将以上数据代入公式:V轨=923/(60×13.5)=1.14m/s；-99- 0.25m/s＜1.14m/s＜4m/s，轨道顺槽设计断面可以满足通风要求。5、支护形式：（1）顶板支护参数采用“树脂螺纹钢锚杆+梯子梁+钢绞线锚索+钢筋网”进行联合支护a、锚杆规格：ф20×2200mm，间排距：800mm×1000mm，（每1排布置6根锚杆）。b、锚索规格：ф18.96×6500mm，间排距：1600mm×2000mm（锚索采用三花布置，每隔两排锚杆布置一根锚索或两根锚索。加打一根时布置在巷道中间。加打两根时，每根距巷道中心线为800mm)c、钢筋网规格：长×宽=4500×1100mm，采用4#钢筋制作。d、梯子梁规格：长×宽=4300×60mm，采用14#圆钢普焊制作。（2）两帮支护参数两帮均采用“树脂螺纹钢锚杆+钢筋网+梯子梁+W钢带”进行联合支护。a、锚杆规格：ф20×2200mm，间排距均为：800×1000mm（每1排布置4根锚杆）。b、钢筋网规格：长×宽=3000×1100mm，采用4#钢筋制作。c、梯子梁规格：长×宽=1800×60mm，采用14#圆钢普焊制作。d、巷道每掘进100m全断面均铺设3m塑料网，顶网规格：长×宽=4500×1100mm；帮网规格：长×宽=3000×1100mm。e、因14-1103工作面已回采结束，轨道顺槽为防止开采期间巷道两帮矿压显现，需加强支护强度。从开口位置到切眼方向1000m的距离，保险帮采用加打帮锚索加强支护，顺槽1000m以外采用原支护方式。锚索规格：ф18.96×3500mm，锚索间排距为1000x2000mm(锚索采用三花布置，每隔两排锚杆布置一根锚索或两根锚索。加打一根时距顶板为800mm。加打两根时，第一根距顶500mm，第二根距第一根间距1000mm）6、采用计算方法校对支护参数（1）锚杆长度：顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，要达到支护效果，其顶、帮锚杆长度应满足：L≥L1+L2+L3-99- 式中：L——锚杆长度mL1——锚杆外露长度，取0.04mL2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）L3——锚入岩（煤）体内深度（顶锚杆1.0m、帮锚杆取0.3m）普式免压拱高：b=[B/2+Htan(45°-W帮/2)]/f顶破碎深度：c=Htan(45°-W帮/2)式中：B——巷道掘进宽度取B=4.5m；H——巷道掘进高度H=3.0m；f顶——顶板岩石普氏系数，取4W帮——两帮围岩内摩擦角，取51。根据以上公式：b=[4.5/2+3.0tan(45°-51°/2)]/4=0.83c=3.0tan(45°-51°/2)=1.06顶锚杆长度选用2.2m≥0.04+0.83+1.0m=1.87m满足设计要求。帮锚杆选用2.2m≥0.04m+1.06m+0.3m=1.4m满足设计要求。（2）锚杆直径锚杆直径按杆体承载力与锚固力等强度原则。d=1.13顶锚杆锚固力为Q取80KN，帮锚杆锚固力为Q取60KN；锚杆杆体抗拉强度δt取455Mpa（实际检测得）d顶=1.13√80/455=15mmd帮=1.13√60/455=13mm顶锚杆直径选用20mm＞15mm，满足设计要求帮锚杆直径选用20mm＞13mm，满足设计要求。（3）根据锚杆所能悬吊的重量校对锚杆间排距悬吊重量G=rL2a2锚固力Q应能承担G的重量，Q>KGa<（Q/krL2）1/2式中：a——锚杆间排距-99- Q——顶锚杆锚固力≥80KN取100KN（实测数据）帮锚杆锚固力≥60KN取80KN（实测数据）K——安全系数取2r——岩石的密度取26.5KN/m3L2——锚杆有效长度：顶锚杆间排距a<（Q/krL2）1/2=[100/（2×26.5×0.83)]1/2=1.50m顶锚杆设计间距0.8m、排拒1m，均小于1.50m，符合设计要求。帮锚杆间、排距：a<（Q/krL2）1/2=[80/（2×26.5×1.06)]1/2=1.19m帮锚杆设计间距0.8m、排拒1m，均小于1.19m，符合设计要求。（4）悬吊作用校对锚索间距校对锚索间排距，冒落高度按最严重的冒落高度，即大于锚杆长度的整体考虑。此时，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，取垂直方向的平衡，可用下式计算锚索间距。L=nF2/[BHY-(2F1sinQ)/L1]式中：L——锚索间距B——巷道最大冒落宽度取B=4.5mY——岩体容重，取26.5KN/m3L1——锚杆排距取1.0mF1——锚杆锚固力，取100KNF2——锚索极限承载能力，取400KN(实测数据)Q——顶锚杆与巷道顶板的夹角，取75°N——锚索排数，取2H——巷道冒落高度取3.0mL104轨道顺槽=nF2/[BHY-(2F1sinQ)/L1]=2×400/[4.5×3.0×26.5—（2×100sin75°）/1]=4.86m锚索设计间距1.6m＜4.86m,符合设计要求。见附图8：《14-1104轨道顺槽断面支护图》-99- 三、14-1104工作面切眼支护形式，有关参数及支护断面根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况，设计14-1104工作面切眼采用矩形断面，本设计参考《采矿工程设计手册》进行设计。1、切眼净宽考虑设备安装因素，切眼宽度设计为6.2m；2、切眼高度设计高度为3.2m。3、切眼断面S＝B×H=6.2×3.2＝19.84m2。4、按风速进行验算V切眼=Q切眼/(60×S)式中：Q切眼---切眼设计配风量同皮带巷，923m3/min；V切眼---切眼风速将以上数据代入公式:V切眼=923/(60×19.84)=0.78m/s0.25m/s＜0.78m/s＜4m/s，切眼设计断面可以满足通风要求。5、支护形式：（1）顶板支护参数顶板支护形式：采用“细扣螺纹钢树脂锚杆+梯子梁+锚索+金属菱形网+木点柱”进行联合支护a、顶锚杆采用Ø20x2200mm细扣螺纹钢锚杆，锚杆间排距1600x1000mm，锚索采用Ø18.96×6500mm高强度钢绞线制作，锚索间排距1600x1000mm。（锚杆和锚索采用交替方式布置，每排共布置8根，锚杆与锚索间距800mm，一排锚索眼位按2、4、6、8布置，锚杆眼位按1、3、5、7布置，下一排锚索眼位1、3、5、7布置，锚杆按2、4、6、8布置；切眼缺口段锚杆和锚索每排共布置9根，在原支护基础上加打一根锚索或锚杆两种方式交替布置。）b、菱形网规格：切眼断面：长×宽=6400×1100mm，缺口断面：长×宽=1100×1100mm，采用8#镀锌铁丝制作。c、梯子梁规格：长×宽=6000×60mm，采用14#-99- 圆钢普焊加工制作；缺口部分不架设梯子梁，采用WX250/4.75型钢带配合锚杆托盘进行支护。d、切眼断面距回采帮2400mm加打一排木点柱，柱距：3000mm；缺口段距回采帮800mm处另加一排木点柱，柱距3000mm。圆木规格：ф180×3500mm；柱帽规格：长×宽×厚=600×200×150mm。（2）两帮支护参数保险帮：采用细扣螺纹钢锚杆+金属菱形网+梯子梁+“W”托盘进行联合支护；回采帮：采用玻璃钢锚杆+塑料网+木托盘进行联合支护。a、回采帮采用Ø20×1800mm玻璃钢锚杆，间排距800×1000mm，落山帮采用Ø20×1800mm细扣螺纹钢锚杆，间排距800×1000mm，回采帮采用400x200x50mm的木托盘，落山帮采用WX250/4.75型钢带。b、帮网规格：回采帮采用3000×1100mm的塑料网，落山帮采用10#镀锌铁丝制作的金属菱形，规格为：3000×1100mm。c、托梁：采用14#圆钢普焊加工制作。6、采用计算方法校对支护参数（1）锚杆长度：顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，要达到支护效果，其顶、帮锚杆长度应满足：L≥L1+L2+L3式中：L——锚杆长度mL1——锚杆外露长度，取0.04mL2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）L3——锚入岩（煤）体内深度（顶锚杆1.0m、帮锚杆取0.3m）普式免压拱高：b=[B/2+Htan(45°-W帮/2)]/f顶破碎深度：c=Htan(45°-W帮/2)式中：B——巷道掘进宽度取B=7.0m（取切眼缺口断面）；H——巷道掘进高度H=3.2m；f顶——顶板岩石普氏系数，取4W帮——两帮围岩内摩擦角，取51。根据以上公式：b=[7/2+3.2tan(45°-51°/2)]/4=1.16c=3.2tan(45°-51°/2)=1.13-99- 顶锚杆长度选用2.2m≥0.04+1.16+1.0m=2.2m满足设计要求帮锚杆长度选用1.8m≥0.04m+1.13m+0.3m=1.47m满足设计要求。（2）锚杆直径锚杆直径按杆体承载力与锚固力等强度原则。d=1.13顶锚杆锚固力为Q取80KN，帮锚杆锚固力为Q取60KN；锚杆杆体抗拉强度δt取455Mpa（实际检测得）d顶=1.13√80/45=15mmd帮=1.13√60/455=13mm顶锚杆直径选用20mm＞15mm，满足设计要求帮锚杆直径选用20mm＞13mm，满足设计要求。（3）根据锚杆所能悬吊的重量校对锚杆间排距悬吊重量G=rL2a2锚固力Q应能承担G的重量，Q>KGa<（Q/krL2）1/2式中：a——锚杆间排距Q——顶锚杆锚固力≥80KN取100KN（实测数据）帮锚杆锚固力≥60KN取80KN（实测数据）K——安全系数取2r——岩石的密度取26.5KN/m3L2——锚杆有效长度：顶锚杆间排距a<（Q/krL2）1/2=[100/（2×26.5×1.16)]1/2=1.28m顶锚杆设计间距0.8m、排拒1m，均小于1.28m，符合设计要求。帮锚杆间、排距：a<（Q/krL2）1/2=[80/（2×26.5×1.13)]1/2=1.16m帮锚杆设计间距0.8m、排拒1m，均小于1.16m，符合设计要求。（4）悬吊作用校对锚索间距-99- 校对锚索间排距，冒落高度按最严重的冒落高度，即大于锚杆长度的整体考虑。此时，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，取垂直方向的平衡，可用下式计算锚索间距。L=nF2/[BHY-(2F1sinQ)/L1]式中：L——锚索间距B——巷道最大冒落宽度取切眼缺口宽度7.0mY——岩体容重，取26.5KN/m3L1——锚杆排距取1.0mF1——锚杆锚固力，取100KNF2——锚索极限承载能力，取400KN(实测数据)Q——顶锚杆与巷道顶板的夹角，取75°N——锚索排数，取2H——巷道冒落高度取3.2mL104切眼=nF2/[BHY-(2F1sinQ)/L1]=2×400/[7×3.2×26.5—（2×100sin75°）/1]=1.998m锚索设计间距0.8m＜1.998m,符合设计要求。见附图9：《14-1104工作面切眼断面支护图》四、胶带顺槽车场、轨胶联络巷及主要硐室设计胶带顺槽车场：采用半圆拱断面，净宽4m，净高3.5m，喷浆厚度为100mm。轨胶联络巷：采用矩形断面，净宽4m，净高3m。绞车硐室：净宽3.0m，净高3.0m，净深5.0m；顺槽约450m施工一个，两顺槽共计约施工12个。油脂库、材料库：净宽3.0m，净高3.0m，净深4.0m；轨道顺槽油脂库距轨道顺槽开口坐标点为80m；轨道顺槽材料库距轨道顺槽开口坐标点为90m；胶带顺槽油脂库距胶带顺槽开口坐标点为35m。配电硐室：净宽8.0m，净高3.0m，净深1.5m。水仓：净宽5.0m，净高3.0m，净深3.6m，破底1.2m；中间用二.四墙分开，一分为二，一用一备。-99- 临时避难硐室：净宽5.0m，净高3.0m，净深5.0m；分别在轨道顺槽、胶带顺槽1100m处施工。胶带顺槽操作硐室、液压泵站硐室：净宽宽2m，净高3m，净深2m；操作硐室距胶带顺槽开口坐标点为80m；液压泵站硐室距胶带顺槽开口坐标点为45m。（一）胶带顺槽车场支护方式及有关参数1、开口位置：胶带顺槽车场开口方位角330°，开口坐标点为X=37566977.24；Y=4230524.94；Z=683.3。2、设计断面：采用半圆拱断面，毛宽4.2，毛高3.6m，净宽4m，净高3.5m，喷浆厚度为100mm。3、支护参数（1）断面采用“锚网喷”支护，即“锚杆+锚索+钢筋网+喷砼”支护。顶锚杆采用φ20x2500mm的细扣螺纹钢树脂锚杆间、排距为800x800mm，帮锚杆采用φ20x2200mm的细扣螺纹钢树脂锚杆间、排距为800x800mm。锚索采用φ18.96x6500mm高强度钢绞线，锚索间排距为2000x1600mm（采用三花布置），喷浆100mm。（2）开口及贯通处必须加强支护；开口处巷道顶部加打5根锚索，锚索规格为18.96x6500mm高强度钢绞线，加打锚索距开口帮为500mm，锚索由开口处中部向两侧加打，间距为1000mm；贯通处的巷道顶部加打10根锚索，锚索规格为18.96x8000mm高强度钢绞线，锚索由贯通处中部向两加打，间距为1000mm。（3）穿煤层及顶板破碎段需加套拱形棚子+锚杆+锚索补强支护，棚距为1.6m，棚子采用16#槽钢制作。见附图10：《14-1104胶带顺槽车场断面支护图》（二）轨胶联络巷支护方式及有关参数1、开口位置：联络巷在14-1104轨道顺槽内开口，开口点距14-1104轨道顺槽开口点为20m，开口方位角270°，开口坐标为：X=37567157.24；Y=4230520.07；Z=660.3。2、设计断面：采用矩形断面，净宽4m，净高3m。-99- 3、支护参数（1）顶板支护参数采用“树脂螺纹钢锚杆+梯子梁+钢绞线锚索+钢筋网”进行联合支护a、锚杆规格：ф20×2200mm，间、排距：900mm×1000mm。b、锚索规格：ф18.96×6500mm，间、排距：1600mm×2000mm（三花布置）。c、钢筋网规格：长×宽=4000×1100mm，采用4#钢筋制作。d、梯子梁规格：长×宽=3800×60mm，采用14#圆钢普焊制作。（2）两帮支护参数两帮均采用“树脂螺纹钢锚杆+钢筋网+梯子梁+W钢带”进行联合支护。a、树脂螺纹钢锚杆规格：ф20×2200mm，间、排距均为：800×1000mm。b、钢筋网规格：长×宽=3000×1100mm，采用4#钢筋制作。c、梯子梁规格：长×宽=1800×60mm，采用14#圆钢普焊制作。见附图11：《14-1104轨胶联络巷断面支护图》(三)绞车硐室支护方式及有关参数1、设置位置：根据现场实际需要及拉运距离施工2、设计断面：净宽3.0m，净高3.0m，净深5.0m；3、绞车硐室顶板支护参数采用“细扣螺纹钢树脂锚杆+梯子梁+锚索+金属菱形网（钢筋网）”进行联合支护（1）锚杆规格：ф20×2200mm；间排距：800mm×1000mm；（2）锚索排距：1600mm；规格：采用ф18.9×6500mm高强度钢绞线；（3）金属菱形网（钢筋网）规格：长×宽=3000×1100mm，金属菱形网采用10#镀锌铁丝网，钢筋网采用4#钢筋制作。（4）梯子梁规格：长×宽=3000×60mm。4、绞车硐室两帮支护形式：采用“细扣螺纹钢树脂锚杆+金属菱形网（钢筋网）+梯子梁+W托盘”进行联合支护；（1）锚杆规格：ф20×2200mm，间、排距：800×1000mm；-99- （2）金属菱形网（钢筋网）规格：长×宽=3000×1100mm，金属菱形网采用10#镀锌铁丝制作，钢筋网采用4#钢筋制作。（3）W托盘规格：长350mm、宽280mm、托盘的钢板厚4.75mm，孔径ф25mm。（4）梯子梁规格：长×宽=1800×60mm，由14#圆钢普焊加工制作。见附图12：《绞车硐室断面支护图》(四)油脂库、材料库支护方式及有关参数1、设置位置：轨道顺槽油脂库距轨道顺槽开口坐标点为80m；轨道顺槽材料库距轨道顺槽开口坐标点为90m；胶带顺槽油脂库距胶带顺槽开口坐标点为35m。2、设计断面：净宽为3m，净深为4m，高度为3m，其中油脂库需喷浆、铺底。喷浆厚度50mm，底板硬化厚度为200mm。硐室开口向里200mm砌墙，采用二.四墙砌筑，预留1.2m宽的门。3、支护方式：开口处打4根锚索加强支护，锚索间距：1.5m顶部采用锚杆+锚索+梯子梁+钢筋网联合支护，帮部采用锚杆+钢带+梯子梁+钢筋网联合支护。顶锚杆采用Ø20x2200mm细扣螺纹钢锚杆，锚杆间排距800x1000mm，锚索采用Ø18.96×6500mm高强度钢绞线制作，锚索间排距2000x1600mm，顶网采用4000×1100mm4#钢筋制作的钢筋网。帮锚杆规格：帮锚杆采用Ø20×2200mm细扣螺纹钢锚杆，间排距800×1000mm，采用WX250/4.75型钢带，帮网采用3000×1100mm4#钢筋制作的钢筋网。梯子梁规格：顶部：长×宽=3000×60mm，采用14#圆钢制作。帮部：长×宽=1800×60mm，采用14#圆钢制作。见附图13：《油脂库、材料库断面支护图》(五)配电硐室支护方式及有关参数1、设置位置：在轨道顺槽、胶带顺槽1200m处各施工一个。2、支护断面：长8m，宽1.5m，高2.8m（硐室顶板必须高于该处巷道底板200mm）。3、支护方式：-99- 配电硐室扩帮处的原巷道顶部支护上每排加打1根顶锚杆及1根锚索。顶锚杆采用Ø20x2200mm细扣螺纹钢锚杆，锚杆间排距800x1000mm,顶网采用4500×1100mm10#镀锌铁丝制作的金属菱形网（4#钢筋制作的钢筋网）。帮锚杆规格：帮锚杆采用Ø20×2200mm细扣螺纹钢锚杆，间排距800×1000mm，采用WX250/4.75型钢带，帮网采用3000×1100mm10#镀锌铁丝制作的金属菱形网（4#钢筋制作的钢筋网）。梯子梁规格：顶帮均采用长×宽=1600×60mm，采用14#圆钢制作。（六）水仓支护方式及有关参数1、设置位置：根据现场实际生产需要在巷道低洼处施工2、支护断面：净宽为5000mm，净高3000mm，净深3600mm，破底1.2m，水仓四周均用红砖砌筑，宽度为300mm，底板硬化100mm。3、支护形式：（1）硐室开口加打5根锚索，锚索采用Ø18.9×6500mm高强度钢绞线制作，间距1500mm，距帮500mm。（2）顶板支护采用“锚杆+金属菱形网（钢筋网）+梯子梁+锚索”联合支护。顶锚杆：采用Ø20×2200mm细扣螺纹钢金属锚杆，锚杆间、排距900×1000mm。金属网（钢筋网）：采用10#镀锌铁丝制作的金属菱形网（4#钢筋制作的钢筋网），规格为：3000×1100mm。梯子梁：采用14#圆钢普焊加工制作，规格为：长×宽=1600×60mm；两根梯子梁搭接200mm。锚索：间排距1600×2000mm。（3）两帮支护：细扣螺纹钢金属锚杆+金属菱形网（钢筋网）+梯子梁+“W”托盘进行联合支护。帮锚杆：采用Ø20×2200mm细扣螺纹钢锚杆，间排距800×1000mm；金属网（钢筋网）：采用10#镀锌铁丝制作的金属菱形网（钢筋网），规格为：3000×1100mm；梯子梁：采用14#圆钢普焊加工制作，规格为长×宽=1800×60mm。“W”托盘：w×280/4.75X型托盘，规格：长350mm、宽280mm、托盘的钢板厚4.75mm，孔径ф25mm。-99- 见附图14：《水仓平面布置示意图》(七)临时避难硐室支护方式及有关参数1、设置位置：分别在轨道顺槽、胶带顺槽1100m处施工。2、支护断面：净宽5m，净深5m，净高3m，硐室地面应高于巷道底板不小于0.2米。其中过渡室净宽5m，净深1m，硐室设一道防爆密闭门，一道隔离密闭门。3、支护形式：避难硐室采用锚杆+锚索+金属网（钢筋网）+喷砼”支护。顶锚杆采用Ø20×2200mm螺纹钢锚杆，间排距900×1000mm；帮锚杆采用Ø20×2200mm螺纹钢锚杆，间排距800×1000mm；锚索采用Ø18.9×6500mm钢绞线制成，开口位置打4根间距1.5m，硐室内间排距为2200×2000mm；硐室内最后一排锚索按70°角施工，以减弱巷道侧向压力。金属菱形网（钢筋网）：顶网采用4.5×1.1m；帮网采用3×1.1m。梯子梁：顶采用4.3m,帮采用1.8m。第一道防爆密闭门浇筑前要在周边掏槽500mm并打露头锚杆，锚杆外露500mm，浇筑前进行单层绑筋，密闭门框宽度应不小于300mm，安装时在门框上整体灌注混凝土墙体，浇筑强度不C25。第二道门为隔离式密闭门采用二.四墙砌筑，最后抹面保证密闭性。硐室施工完毕后进行锚喷，喷砼厚度不小于100mm,底板硬化200mm。见附图15：《临时避难硐室断面支护示意图》（八）特殊情况下巷道支护1、巷道开口及交岔点支护（1）巷道开口前要加固开口处原巷道前后5m范围内的支护，采用加打锚索进行加强支护，加打锚索距开口帮为300mm，锚索间距为2.0m，共加打5根锚索。（2）采用小循环作业，循环进度0.8m。（3）开口时顶板破碎严重，上述支护不能满足支护要求时，进行槽钢+锚索支护。2、工作面过断层、破碎带等条件下巷道支护-99- （1）顶板不完整、顶板冒落或遇地质构造时，顶锚杆排距为800mm，锚索排距为1600mm。（2）采用小循环作业，循环进度0.8m。（3）顶帮破碎严重，上述支护不能满足支护要求时，进行槽钢+锚索支护。3、皮带头支护（1）为满足设备要求，皮带巷开口50m范围内巷道宽度5m。（2）顶锚杆间排距900×900mm；锚索每排3根，间排距1800×1800mm（3）皮带机头20m范围内进行不燃性支护，皮带机头30m范围内底板进行硬化处理。4、施工两顺槽时，在施工过程中，巷道遇到构造，巷道托顶煤施工时应加强支护，保证巷道施工过程中的安全，采取以下措施：（1）两顺槽在揭露4-1煤前30m处开始加强支护，直到两顺槽顶板为4-1煤顶板。（2）加强支护具体措施，锚杆间排距为800×800mm，锚索间排距为1600×1600mm；断层结束后，对断层处前后10m范围内进行喷浆。第三节巷道施工设计一、支护方式14-1104工作面上、下两顺槽及切眼采用一次成巷的永久支护方式。二、锚杆的施工与安装1、顶锚杆的钻眼与安装工艺（1）锚杆钻孔定向掘进机退出迎头5m、停电闭锁、截割头盖上保护罩后，进行彻底的“敲帮问顶”，处理完隐患后，验收员以激光为基准标定锚杆眼位及锚杆间、排距，并用粉笔标注所有锚杆眼位，然后，锚杆机司机和护钻工根据锚杆眼位确定好锚杆机安放位置，开始打眼。（2）钻眼a、采用MQT130/2.8J系列气动锚杆钻机、Φ22mm的钻杆配合Φ30mm的钻头按眼位由巷道中间向两帮施工锚杆眼。打正中四根顶锚杆眼时，眼深为2160～2190mm；打角锚杆眼时，锚杆钻机及钻杆与顶板轮廓线角度不得小于20-99- °，眼深为2150～2180mm；打眼时要将锚杆机放平、垫稳、垂直于顶板打眼。b、打完锚杆眼后，应用压力水将眼内的煤（岩）粉尘清洗干净。（3）顶锚杆的安装a、顶网及梯子梁铺设、锚固剂搅拌安装锚杆前，提前将顶网与梯子梁按要求绑扎好，小托盘穿于锚杆上，安装树脂锚固剂时，要按超快、快速的顺序将锚固剂用锚杆杆体送到眼底，然后一手扶住锚杆杆体尾端，防止其自然下滑，另一手将搅拌机连接头拧在锚杆杆体尾端，将搅拌器套在锚杆机连接头上，正向开动锚干机进行搅拌，搅拌时间为15-20秒。b、施加预应力锚杆搅拌完毕，落下锚杆机，待3—5分钟后，然后升起锚杆机对锚杆进行紧固，直至锚杆螺帽阻尼垫片完全从螺母中挤出为止，接着采用风动扳手对锚杆进行复紧，并且确保锚杆外露长度控制在10～40mm范围内，最后使用力矩扳手进行检测。2、帮锚杆的钻眼与安装工艺（1）钻眼a、帮锚杆的钻眼与安装机具采用MQS-50/1.8型帮锚杆钻机（即风煤钻）湿式打眼，采用Φ26mm的麻花钻杆配合Φ32mm的钻头。b、帮锚杆（螺纹钢锚杆）眼深为2160～2190mm，玻璃钢锚杆眼深为2080～2120mm。c、用风煤钻按设计位置钻眼，钻眼临近结束时用转动的钻杆将眼内的煤粉排除干净。（2）帮锚杆的安装a、将帮锚所需树脂锚固剂依次送入锚杆眼中，并用锚杆将其送到眼底。b、使用风煤钻和帮锚杆搅拌器连上扭矩螺母，开动风煤钻边搅拌边推进。c、铺设帮网，上“W”钢带和梯子梁，最后上锚杆托盘。d、停钻10分钟后，用风动扳手或普通扳手紧固螺母到不小于设计的预紧力矩（回采帮玻璃钢锚杆预紧扭矩力不小于40KN；保险帮螺纹钢锚杆预紧扭矩力不小于171N·M）。三、锚索施工及安装-99- 1、锚索钻孔定向由验收员依据锚索间、排距，首先在两排锚杆正中横拉一根工程线，固定锚索排距，然后从原支护锚索外露段竖拉两根工程线到迎头方向确定好锚索眼位，依据锚索间距，标注好锚索眼位，最后锚杆机司机根据所标注的锚索眼位进行打眼。2、钻眼、安装、涨拉（1）采用MQT130/2.8J系列气动锚杆钻机，Φ22mm的钻杆配合Φ30mm的钻头打眼。（2）打眼时，锚杆钻机、钻杆垂直于顶板，锚索眼深为6250～6350mm。（3）锚杆钻机钻孔完毕，用压力水将孔冲洗干净，退出钻杆，放入锚固剂，用锚索将3根锚固剂轻轻送到孔底。（4）用专用接头将锚索下端与锚杆钻机连接好，开启钻机边搅拌边推进，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌15～20s。停止搅拌后一分钟，收缩锚杆钻机，卸下接头。搅拌后锚索外露长度应控制在150～250mm。（5）上好托盘和锁具，15分钟后方可进行涨拉。（6）涨拉锚索时，涨拉千斤顶的压力表读数要达到40～50MPa；四、工程质量标准及要求支护质量标准执行《锚网支护工程质量规定表》表3-3锚网支护工程质量规定表检查项目质量要求及允许误差合格／mm优良／mm保证项目1锚杆、网、梯子梁、螺母、托盘等材料的材质、规格、品种、结构、性能、锚杆强度符合设计、作业规程及规范规定2锚固剂的材质、型号、规格、强度、锚固力符合设计、作业规程及规范规定3托盘、锁具的规格、材质、性能。钢绞线破断载荷符合设计、作业规程及规范规定1巷道净宽0～300mm0～200mm-99- 基本项目2巷道净高0～300mm0～200mm3锚杆/锚索涨拉力最低值不小于8T/20T最低值不得小于8T/20T4锚杆施工质量安装牢固、托盘基本紧贴煤壁，无松动安装牢固、托盘紧贴煤壁，不松动5锚杆、锚索预紧力最小值不小于5T/20T最小值不小于5T/20T6铺网、梯子梁质量符合设计、规程规定，梯子梁、金属网紧贴煤壁，网间压接绑扎牢固7锚杆快速承载规定的时间里，锚固力最低值不小于设计90%8锚索施工质量符合设计、规程规定，托盘施加预紧力，紧贴顶板允许偏差项目允许偏差／mm1锚杆间排距±100mm2锚杆孔深度0～30mm3锚杆角度符合设计要求，误差不超过5°4锚杆外露长度露出丝扣10mm～40mm5锚索孔距±150mm6锚索孔深0～200mm7锚索角度符合设计要求、误差不超过5°8锚索外露长度露出锁具150mm～250mm-99- 第四章采煤方法及回采工艺第一节采煤方法14-1104工作面采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤法采煤，电牵引采煤机采煤，中双链刮板输送机运煤,支撑掩护式支架支护顶板，煤层厚度1.80m-4.10m，煤层平均厚度3.34m。采高控制在2.2-3.6m。煤厚小于2.2米时,跟顶割底回采，煤厚大于3.6米时，跟顶留底回采。第二节回采工艺一、回采工艺割煤→装煤→运煤→支护→采空区处理（1）割煤a割煤方式：工作面采用双滚筒电牵引采煤机双向割煤，往返一次进两刀为两个循环，循环进度0.8米。b进刀方式：工作面采用端头斜切进刀方式，采煤机自开缺口割三角煤，进刀距离不小于30m。c、进刀工艺流程具体为：①采煤机从工作面机尾（头）沿刮板输送机弯曲段向机头（尾）方向割煤。②当采煤机滚筒截深达到0.8m时，工作面刮板输送机从距机尾（头）30m的进刀口处向机尾（头）方向推溜，使刮板输送机成一直线。燃后采煤机返刀向机尾（头）方向割煤。③采煤机割通机尾（头）后，采煤机换向，将机头（尾）滚筒升起，机尾（头）滚筒下降至底板，向机头（尾）方向割煤。④随着采煤机向机头（尾）割煤，距采煤机后滚筒15m追机推移刮板输送机，如此完成进刀。见附图16：《工作面斜切进刀示意图》（2）装煤采煤机割煤时上滚筒割顶煤、下滚筒割底煤，依靠下滚筒旋转自动装煤，剩余的煤在推溜过程中由铲煤板自行装入刮板输送机中。（3）运煤-99- 采煤机用滚筒将煤装入刮板输送机，经刮板输送机运输到转载机后，经破碎机破碎后落到胶带输送机，经胶带输送机落至溜煤眼中。（4）支护顶板支护：采用支撑掩护式支架支护顶板a移架方式:本工作面可实现邻架、手动两种移架方式。b移架工序：割煤后——收护帮板——降架——移架——升架——伸帮护板——推溜（5）采空区处理：采用全部垮落法管理采空区顶板。二、设备型号及参数根据设计采用的采煤方法、采煤工艺选择配套设备型号及参数，必须满足生产需要。表4-1设备型号及数量表序号设备名称规格型号单位数量1双滚筒采煤机MG300/730-WD台12可弯曲刮板输送机SGZ—800/800台13转载机SZZ—800/315台14破碎机PCM160台15乳化液泵站BRW—315/31.5台16液压支架ZZ6000/18/38架1147可伸缩胶带输送机DSJ100/100/2×200台1第三节工作面储量及服务年限 14-1104工作面走向长度2341米，倾向180米，煤层平均厚度3.34米，容重1.44吨/立方米，年工作日330天，据此计算： （一）14-1104工作面地质储量： Z=L×B×H×γ 式中：L—工作面走向长度（m） B—工作面倾向长度（m） H—工作面设计采高（m） -99- γ—工作面煤层容重 1.44T/m3 2341×180×3.34×1.44=202.67万吨。 (二)14-1104工作面可采储量： Z=L×B×H×P×γ 式中：L1—工作面可采走向长度2200mB—工作面倾向长度（m） H—工作面设计采高（m） P—工作面回采率95％ γ—工作面煤层容重 1.44T/m3 Z=2200×180×3.34×1.44×0.95=181万吨  (三)工作面生产能力  1、循环产量计算： Qg＝B×Bg×H×γ×P       ＝180×0.8×3.34×1.44×0.95        ＝658（吨） 式中: Bg—采煤机截深，0.8m 2、平均日产量: 工作面采用“三、八”作业制，两班生产，一班检修。QT=Qg ×n×C =658×7×0.9 =4145(吨) 式中: n:日循环数，取7C：正规循环率，90%  3、年产量： Qn＝QT×330        ＝4145×330    ＝137（万吨） 14-1104工作面生产能力定为137万吨/年。 (四)工作面服务年限： T＝Z/A-99- ＝181/137＝1.3（年）,即大约16个月 式中：T-服务年限（年）     Z－可采储量（万吨）     A－工作面生产能力（万吨/年）-99- 第五章掘进、回采期间各生产系统设计第一节运输系统一、运煤1、掘进期间运煤路线（1）胶带顺槽溜煤眼未形成前：胶带顺槽工作面→轨胶联络巷→轨道顺槽→103胶带顺槽车场联络巷→103胶带顺槽溜煤眼→一采区胶带上山→590胶带大巷→煤仓→主井→地面胶带顺槽溜煤眼形成后：胶带顺槽工作面→胶带顺槽溜煤眼→一采区胶带上山→590胶带大巷→煤仓→主井→地面（2）轨道顺槽：轨道顺槽工作面→103胶带顺槽车场联络巷→103胶带顺槽溜煤眼→一采区胶带上山→590胶带大巷→煤仓→主井→地面2、回采期间运煤路线回采工作面→胶带顺槽溜煤眼一采区胶带上山→590胶带大巷→煤仓→主井→地面二、设备、材料运输（一）设备、材料运输路线1、掘进期间设备、材料运输路线（1）胶带顺槽车场未形成前：一采区轨道上山→14-1104轨道顺槽车场→14-1104轨道顺槽→轨胶联络巷→14-1104胶带顺槽胶带顺槽车场形成后：一采区轨道上山→14-1104胶带顺槽车场→14-1104胶带顺槽（2）轨道顺槽：一采区轨道上山→14-1104轨道顺槽车场→14-1104轨道顺槽2、掘进期间两顺槽采用调度绞车对拉进行运输。安装、回采期间轨道顺槽采用JWB-110BJ型无极绳绞车运输。（二）设备选型验算1、采掘工作面辅助运输系统应优先考虑无极绳牵引绞车。2、在满足运输能力和使用的前提下，应优先考虑本矿井现有的同型号运输设备，以方便设备的使用、维护和调剂。3、调度绞车的提升能力计算及校验。-99- 胶带、轨道顺槽采用调度绞车拉运，最大坡度6°，约450m布置一部绞车。1）已知条件：（1）绞车参数：绞车型号：JD-2.5电机功率：40KW钢丝绳直径：18.5mm牵引力为：25KN（2）牵引力计算：W=（Q+G0）（F1cosamax+sinamax）g=(17500+1200)×(0.02×0.9945+0.1045)×10=23.2628kN式中：W---绳端载荷，KN；Q---支架重量≤17.5吨；G0---平板车质量，（kg）；F1---运行阻力系数，取0.02；amax---顺槽最大倾角；g---重力加速度，10m/s2。（3）绞车选型：Fq≥W式中：Fq---调度绞车牵引力，KN.由表1选调度绞车型号为JD-2.5；牵引力为25KN。（4）钢丝绳选型：SP≥Wma式中：SP---钢丝绳的破断力，KNWma=23.2628×6.5=151.2082kN由表2选钢丝绳直径为d=18.5mm。（破断力SP=212kN，单位长度钢丝绳质量为q=1.36kg）（5）绞车容绳量：查表3，选绞车型号为JD-2.5；其容绳量为500m。（6）钢丝绳破断力演算ma=QP/W=212/23.2628=9.1>6.5符合要求。-99- 表5-1煤矿井下常用绞车技术参数绞车型号电机功率（kw）滚筒规格（mm）牵引力（kN）直径深度长度JD-1.111.424019030510JD-1.62530024040016JD-2.54050016058025JD-45562023560045JSDB-1322430230404慢速200快速25JWB-75J75------------------慢速80快速40表5-2常用6X19+FC系列钢丝绳的破断力钢丝绳直径d（mm）长度（m）净重（kg）破断力（kN）生产厂家生产日期9.3100030945江苏神王金属制品有限公司2008.912.5100054681江苏神王金属制品有限公司2008.815.51000889126江苏神王金属制品有限公司2009.118.510001360212宁夏恒力钢丝绳股份有限公司2009.421.510001700256.12鞍钢钢绳有限责任公司2008.424.525006043374宁夏恒力钢丝绳股份有限公司2008.12表5-3井下常用绞车容绳量绞车型号钢丝绳直径（mm）　旧新12.515.518.521.524.5JD-11.4JD-1376241167------------JD-25JD-1.6------497363262------JD-40JD-2.5------669509335------JD-55JD-4------------------968701SDJ-20JSDB-13------------438349246绞车型号绞车容绳量（m）4、无极绳绞车的提升能力计算及校验1）已知条件：（1）、绞车参数绞车型号：JWB-110BJ电机型号：YBPT315L1-6WZW电机功率：110KW最大牵引力：100KN滚筒宽度：1400mm钢丝绳直径：24mm钢丝绳破断力总和：458KN最大绳速：1.4m/s（2）、钢丝绳规格-99- 绞车钢丝绳径：24mm钢丝绳质量m4＝2.25Kg/米×2300米=5175Kg（3）、提放车车数计算矿车自身质量m1＝600Kg牵引车自身质量m2＝2500Kg1吨矿车最大载重质量m3＝2000Kg14-1104轨道顺槽斜长：L=2300m巷道最大倾角：100矿车阻力系数：f1=0.015钢丝绳阻力系数：f2=0.2矿车数为:n最大牵引力F=100KN根据《煤矿安全规程》第四百条规定：倾斜无极绳绞车运物提升钢丝绳安全系数5-0.001L，但不得小于3.5。F=｛n（m1+m3）×（Sinɑ＋f1Cosɑ）+m2(Sinɑ+f1Cosɑ)+2f2m4｝×9.8/1000100KN=｛n(600+2300)×（0.174＋0.015×0.985）+2500×（0.174＋0.015×0.985）+2×0.2×5175｝×9.8/1000=n×5.36+4.625+20.29n=14n取整数14安全系数校验：安全系数K=458/（14×5.36+4.625+20.29）=4.58＜5,安全系数校验不合格。反向计算：5=458/（n×5.36+4.625+20.29）得n=12.44取n=1212×5.36+4.625+20.29=89.2＜100KN通过以上对JWB-110BJ型无极绳绞车提放车数校核计算和钢丝绳安全系数计算得出结论；JWB-110BJ型无极绳绞车，最多可提升载重2000Kg（矸石、喷浆料或材料）的1吨式矿车为12辆。（4）、运输支架能力验算：支架质量m1＝18200Kg平板车质量m2＝3000Kg梭车质量m3＝2500Kg-99- 钢丝绳质量m4＝2.25Kg/米×2300米=5175Kg下支架时钢绳静张力：F=｛（m1+m2+m3）×（Sin100＋f1Cos100）+2f2m4)｝×9.8/1000=｛（18200+3000+2500）×（0.174＋0.015×0.985）+2×0.2×5175｝×9.8/1000＝｛23700×0.1888+2070｝×9.8/1000=64.14＜100KN，静张力校验合格，符合要求。安全系数校验：安全系数K=458/64.14=7.14＞5满足煤安规程规定，校验合格。为保证运输安全及其他因素，规定14-1104轨道顺槽JWB-110BJ型无极绳绞车正常提升，提升载重2000Kg（矸石、喷浆料或材料）的1吨式矿车不超过5辆，如提升铁道、槽子等必须根据实际载重进行挂车，在不超车的情况下，总载重不得超过24000kg（含矿车自重）。提升大件、支架时，一次只允许提升1辆车。5、辅助运输巷及设备、设施布置（1）采掘工作面辅助运输巷应力求简单，不拐弯或少拐弯。确需拐弯的，巷道宽度及拐弯角度应满足目前及以后运输最大件设备的需要。（2）轨道运输巷断面要满足设备安装、使用、维修、轨道运输、管线敷设、行人等的需要。（3）轨道运输巷断面尺寸必须满足运送最大件设备的需要。当运送最大件时，设备距帮的净间距，非行人侧不小于200mm，行人侧不得小于800mm。双股道或车场内，两股道的中心距不小于1600mm。巷道高度应满足：运送最大件时，设备距顶的净间距不小于200mm。另外还要考虑巷道内各种设施布置，比如隔爆水棚、跑车防护装置等对巷道高度的影响。（4）车场长度根据运输的需要，应有明确要求。（5）控制箱或控制阀门操作地点应设在行人一侧，高度在1.2m～1.4m之间，有条件时要设置在操作硐室内。（6）采用串车提升时，巷道坡度不得大于25°。（7）轨道铺设及安全设施安装完好标准按《山西省煤矿安全质量标准化标准》相关要求执行。-99- 7、小绞车、无极绳绞车硐室设计要求（1）小绞车安装地点必须满足设备摆放、方便检修和便于安全操作的要求。安装后的绞车最突出部位与最近轨道的间距不得小于600mm，且运输最大件设备时，设备与绞车最突出部位的间距不小于200mm，绞车最突出部位与巷帮之间应留有不小于300mm的检修空间，绞车司机操作侧应有不小于1m2安全操作空间，绞车硐室高度不小于2m。（2）绞车安装在专用绞车硐室时，滚筒宽度方向中心线应与轨道中心线重合，误差不大于50mm。小绞车在轨道一侧安装时，要保证绞车运行时，盘绳整齐、不爬绳、不咬绳。（3）绞车硐室的底板必须与主体巷道的底板在同一个平面上。切眼口的绞车硐室，保证绞车滚筒中心线与轨道中心线重合。（4）小绞车、无极绳绞车安装使用标准按《山西省煤矿安全质量标准化标准》相关要求执行。三、人员行走路线14-1104工作面工作人员通过乘坐副立井罐笼、大巷步行、一采区轨道上山乘坐猴车，步行进入工作面作业。具体行人路线如下：地面→副立井→井底车场→590轨道大巷→一采区轨道上山→14-1104轨道、胶带顺槽→工作面。见附图17：《14-1104运输系统图》第二节生产设备选型一、掘进期间设备选型根据工作面条件和工作面回采工艺的要求，结合我矿生产的实际情况，设计选用下列设备：（1）掘进：掘进机上顺槽采用EBZ-200型；下顺槽采用EBZ-160型。（2）通风：局部通风机采用FBDNO8.0/2x45KW型局部通风机（3）运煤a、刮板输送机：采用SGW-40T型刮板输送机b、带式输送机：采用SSJ-800型带式输送机（4）锚杆钻机：采用MQT130/2.8J型锚杆钻机-99- （5）风煤钻：采用MQS-50/1.8型风煤钻表5-4掘进机主要技术特征表设备型号外形尺寸长x宽x高(m)截割电机功率(kw)截割头转速(r/min)行走速度(m/min)装载能力(m3/min)EBZ-160型9.9×3×1.6160/10046/230~73.5EBZ-200型10.6×3.6×1.8200/10046/230~73.5二、回采期间设备选型本矿井以一个采区、一个综采工作面保证矿井设计生产能力。根据矿井设计生能力及本井田煤层赋存条件，结合国内综采设备配套情况，采煤工作面主要设备选型如下：选用MG300/730-WD型采煤机，主要技术特征见表：表5-5采煤机主要技术特征表设备型号采高范围(m)机面高度(mm)滚筒直径(mm)截深(mm)牵引速度(m/min)装机功率(kW)MG300/730-WD2.2-3.7148520008000～7.1730采煤机生产能力计算：Q=60×V×M×B×r×η式中：Q——采煤机小时割煤能力，t/h；V——采煤机牵引速度，取工作面正常牵引速度3m/min；M——割煤厚度，平均3.34mB——截深，取0.8m；r——煤的容重，1.44t/m3；η——采煤机总时间利用系数，取0.7。Q=60×3×3.34×0.8×1.44×0.7=485t/h刮板输送机选择满足三个方面的要求，一是运输能力与采煤机生产能力相适应；二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是运输机长度与工作面长度一致。设计选用SGZ-800/800型刮板输送机，其主要技术特征见表：-99- 表5-6刮板输送机主要技术特征表设备型号设计长度(m)输送量(t/h)链速(m/s)中部槽(长×宽×高)(mm)装机功率(kW)SGZ-800/80018015000.5/1.11503×800×3312×400转载机的转载能力选择要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩带式输送机相配套。设计选用SZZ-800/315型转载机，其主要技术参数见表。表5-7转载机主要技术特征表设备型号长度(m)输送量(t/h)链速(m/s)中部槽(长×宽×高)(mm)装机功率(kW)SZZ-800/3155020000.7/1.5451500×800×1100315破碎机的破碎能力选择不应小于工作面的生产能力，并与刮板输送机相配套。设计选用PLM2000型破碎机。其主要技术参数见表。表5-8破碎机主要技术特征表设备型号破碎能力(t/h)最大输入块度(mm)最大输出粒度(mm)电机功率(kW)PCM1602000800×800300160顺槽可伸缩带式输送机选择与工作面顺槽长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。设计选用DSJ100/100/2×200型可伸缩带式输送机，其主要技术参数见表。表5-9可伸缩带式输送机主要技术特征表设备型号输送量(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)驱动功率(kW)DSJ100/100/2×200100020003.1510002×200工作面支架选择采用估算法，计算公式如下：P=（6～8）×9.8SγMcosα式中：P——支架承受的荷载，kN；S——支架支护的顶板面积，取6.555m2；M——采高，取3.34m；-99- γ——顶板岩石视密度，取2.5t/m3；α——煤层倾角，取6°。P=（6～8）×9.8×6.555×3.34×2.5×cos6°=3200～4268kN依据支架工作阻力计算结果，设计选用ZZ6000/18/38型液压支架，参数见表：表5-10液压支架主要技术特征表型号工作阻力(kN)初撑力(kN)支护高度(m)支护宽度(m)支护强度(MPa)重量(t)ZZ6000/18/38600052321.8－3.81.50.8517.43工作面端头支护选用与ZT12000/18/38型配套端头支架。顺槽超前支护采用8组ZTC10000/18-38型超前支架支护。表5-11采煤工作面主要设备配备见表序号设备名称型号数量容量KVA/功率KW1移变KSGZY-500/10/1.21台500KVA2移变KSGZY-630/10/1.21台630KVA3移变KSGZY-2000/10/3.451台2000KVA4移变KSGZY-1600/10/1.21台1600KVA5采煤机MG300/730-WD1台730KW6刮板输送机SGZ-800/8001部2×400KW7中间架ZZ6000/18/38D114架过渡架ZZ6000/18/38D6架端头架ZT12000/18/381组超前支护架ZTC10000/18/388组8转载机SZZ—800/3151部315KW9破碎机PCM1601台160KW10胶带输送机DSJ100/100/2×2001部2×200KW11乳化液泵BRW315/31.51台12乳化液箱RX315/251台-99- 13喷雾泵BPW315/10KB1台75KW14清水箱KPX315/201台15高压过滤器1台16回液过滤器1台17工作面操作台1台18排水泵BQS40-50-151台15KWBQW200-30-37/N2台2×37KWBQW200-30-452台4×45KWBQS150-30-30/N3台30KW19无极绳绞车JWB-110BJ1台110KW20馈电开关KBZ20—800/11401台KBZ20-200/11404台2112组合开关KJZ2-2000/1140-121台228开关KJGZ-1600/3300-81台23开关QBZ—80/114014台24开关QBZ—30/11404台25信号综保ZBZ—4.0/11404台26信号综保ZBZ—4.0/11403台27照明综保ZBZ—10.0/11403台28高压隔爆开关BGP9L-200/10Y2台第三节通风系统一、设计依据1、瓦斯情况14-1104工作面瓦斯涌出情况参照相邻14-1103工作面瓦斯涌出情况取值，14-1103工作面正常回采时瓦斯绝对瓦斯涌出量4.3m3/min左右；因此14-1104工作面绝对瓦斯涌出量取值4.3m3/min。2、煤层自燃性及煤尘爆炸性根据山西煤矿设备安全技术检测中心《山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司自燃倾向性和煤尘爆炸性鉴定报告》，正利煤业4-1#煤层鉴定结论为：自燃倾向性为Ⅱ类自燃煤层，煤尘具有爆炸性。二、通风方式及通风设施构筑1、回采期间通风系统14-1104-99- 工作面采用一进一回的U型通风系统进行通风。即轨道顺槽进风，胶带顺槽回风。在14-1104联络巷两端距巷口5米处各构筑一道密闭，14-1104胶带顺槽甩车场构筑一组正反风门，在14-1104上顺槽溜煤眼靠回风上山侧构筑和原14-1103溜煤眼靠回风上山侧各构筑一组单向调节风门。2、掘进期间通风系统在14-1104上、下顺槽车场各构筑一组正反风门；在14-1104上顺槽溜煤眼靠回风上山侧构筑和原14-1103溜煤眼靠回风上山侧各构筑一组单向调节风门。二、通风路线1、回采期间风流路线新鲜风流路线副井590轨道大巷地面→→→轨道上山→主井590胶带大巷14-1104轨道順槽车场→14-1104轨道順槽→14-1104工作面污风风流路线：14-1104工作面→14-1104胶带顺槽→回风上山→回风大巷→总回风巷→回风立井→地面。2、两顺槽掘进期间风流路线14-1104胶带顺槽风流路线副井590轨道大巷地面→→→轨道上山→14-1104胶带顺主井590胶带大巷槽车场局部通风机→14-1104胶带顺槽工作面→回风上山→回风大巷→总回风巷→回风立井→地面。14-1104轨道顺槽风流路线副井590轨道大巷地面→→→轨道上山→14-1104轨道顺主井590胶带大巷槽车场局部通风机→14-1104轨道顺槽工作面→回风上山→回风大巷→总回风巷→回风立井→地面。四、风量计算-99- 根据相邻工作面掘进、回采期间的绝对瓦斯涌出量、按气象条件、同时工作的最多人数和分别计算工作面需风量，并按风速进行验算。（一）掘进期间工作面风量计算掘进工作面实际需要的风量，应按绝对瓦斯涌出量、局部通风机的实际吸风量、同时作业的最多人数和风速分别计算，并取其最大值。1、按掘进工作面同时工作的最多人数计算：Q掘=4N=4×50=200m3/min式中：Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；4——每人供风不得低于4m3/min；N——掘进工作面同时工作的最多人数50人（本工作面现场交接班最多人数为50人）；2、按瓦斯涌出量计算：Q掘=125q掘k掘通=125×1.2×1.2=180m3/min式中Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；125——单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值q掘——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，1.2m3/min；（参照14-1103上顺槽掘进期间瓦斯涌出量）k掘通——掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月均日绝对瓦斯涌出量的比值，取1.2；（参照14-1103上顺槽掘进期间瓦斯不均衡系数值）3、按二氧化碳涌出量计算：Q掘=100×qCO2×kCO2=100×0.3×1.2=36m3/min式中Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min；125——单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值qCO2——掘进工作面的二氧化碳绝对涌出量，0.3m3/min；（参照14-1103上顺槽掘进期间二氧化碳涌出量）kCO2——掘进工作面的二氧化碳涌出不均衡系数，正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.2；（参照14-1103上顺槽掘进期间二氧化碳不均衡系数值）-99- 4、按炸药量计算二级煤矿许用炸药Q≥25A=100m3/min式中Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min；A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量取值为4kg；25—每千克二级煤矿许用炸药需风量，m3/min。按照上述条件计算取最大值，14-1104两顺槽掘进期间工作面需风量为200m3/min。5、局部通风机型号及风筒规格选取根据上述计算，选用FBDNO8.0/2*45局部通风机（实际吸风量为400m3/min—620m3/min）作为工作面供风风机，风筒选直径800mm强力阻燃风筒。6、按局部通风机最大额定吸风量计算根据掘进工作面实际需风量，按照实测值计算局部通风机实际吸风量。煤巷掘进：Q巷=Q局×Ii+0.25×60×S=430×1+15×10=580m3/min式中Q巷——局部通风机安设地点巷道配风量，m3/min；Q局——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min；Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；S——局部通风机安设地点到回风口间的巷道最大断面积，m2；根据上述计算可知，风机安设地点最低配风量为580m3/min；7、掘进工作面风速验算：根据所施工巷道断面积S和掘进工作面实际风量Q，验算出巷道风速为：V=Q∕S=430∕（13.5×60）=0.53m∕s式中V——巷道风速，m∕sQ——掘进工作面实际风量，m3/minS——巷道断面积，13.5m2（巷道断面）根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定，掘进中的煤巷最低允许风速为0.25m∕s，最高允许风速为4m∕s。根据以上公式计算出的巷道风速0.25m∕s<0.53m∕s<4m∕s。符合《煤矿安全规程》规定。8、局部通风机的安装地点-99- (1)14-1104胶带顺槽局部通风机安装在14-1104胶带顺槽车场新鲜风流中，巷道入口右侧靠帮沿顶板吊挂，距回风口不得小于10m,风机安装后不得影响运输行人，风筒敷设于巷道皮带侧。(2)14-1104轨道顺槽局部通风机安装在14-1104轨道顺槽车场新鲜风流中，巷道入口右侧靠帮沿顶板吊挂，距回风口不得小于10m,风机安装后不得影响运输行人，风筒敷设于巷道皮带侧。见附图18：《14-1104两顺槽掘进期间通风系统示意图》（二）回采期间需风量计算14-1104工作面采用“U”型通风系统.①“U”型通风系统采煤工作面风量计算（1）按气象条件计算Q采=60×70%×V采×S采×K采高×K采面长Q采=60×70%×V采×S采×K采高×K采面长=60×70%×1.0×15.26×1.2×1.2=923m3/min式中：V采——采煤工作面的风速，取1.0m/s；S采——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，㎡；（16.54+13.98）/2=15.26K采高——采煤工作面采高调整系数，取1.2；K采面长——采煤工作面长度调整系数,取1.2；70%——有效通风断面系数；60——为单位换算产生的系数。表5-12采煤工作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温（℃）采煤工作面风速（m/s）＜201.020~231.0~1.523~261.5~1.8表5-13K采高—采煤工作面采高调整系数采高/m＜2.02.0~2.5＞2.5及放顶煤-99- 系数（K采高）1.01.11.2表5-14K采面长—采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度/m长度风量调整系数（K采面长）＜150.815~800.8~0.980~1201.0120~1501.1150~1801.2＞1801.30~1.40②按瓦斯涌出量计算Q采=125×qCH4×K=125×4.3×1.3=699m3/min式中：Q采——采煤工作面的实际需配风量125——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。qCH4——参照邻近14-1103工作面瓦斯涌出量取值为4.3m3/minK——1.3，参照14-1103工作面瓦斯涌出不均衡系数取最大值③按回采工作面每班同时作业最多人数计算实际需要风量：每人供风不少于4m3/min，Q＞4N（m3/min）Q≥4N=4×75=300m3/min式中：N——采煤工作面同时工作的最多人数，75人④按照二氧化碳涌出量计算Q采=100×qCO2×KCO2Q采=100×qCO2×KCO2=100×0.3×1.2=36m3/min式中：qCO2——0.3m3/min。KCO2——-99- 采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取值1.2；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。⑤按炸药使用量计算因我矿使用二级煤矿许用乳化炸药，根据《煤矿通风能力核定标准》，有Qcf≥25Acf。式中：Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；取值为4kg；25—每千克二级煤矿许用炸药需风量，m3/min。Qcf≥50×4＝200m3/min根据以上四项计算取其中最大值923m3/min结论：根据以上计算，取最大值；14-1104工作面需风量取值为923m3/min。⑥按风速进行验算《煤矿安全规程》规定回采工作面最低风速为0.25m／s，最高风速为4m／s，根据以上计算所需风量进行验算：　⑴按最低风速验算，工作面的最小风量Q≥0.25*60×S大=15×3.2×5.17=248m3/min式中：S大——为工作面最大控顶断面积⑵按最高风速验算，工作面的最大风量Q≤4*60×S小=240×3.2×4.37=3356m3/min式中：S小——为工作面最小控顶断面积248m3/min＜923m3/min＜3356m3/min通过风速验算，满足要求结论：过上述综合计算，回采工作面需风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量和割煤及顶板垮落后涌出的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数等规定分别计算，然后取其中最大值，确定14-1104工作面需风量为923m3/min。见附图19：《14-1104工作面回采期间通风系统示意图》-99- 第四节供电系统一、设计依据岚县正利煤业有限公司《2015年-2017年采掘衔接计划》《煤矿安全规程》《煤矿供电设计手册》《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》《煤矿井下低压检漏保护装置的安装、运行、维护与检修细则》《煤矿井下保护接地装置的安装、检查、测定工作细则》二、14-1104下顺槽掘进工作面供电设计(一)供电方案1、由+590采区配电点Ⅱ回专用高开6504（200A）担负104下顺槽移动变电站的10KV高压供电任务；移动变电站安设于原103综采配电点处。2、10KV高压电缆敷设路径由+590采区配电点—一采区胶带上山—103综采溜煤眼下，经穿线钻孔至原103综采配电点（移动变电站处）。3、考虑104下顺槽及切眼掘进距离较远，因此低压供电系统采用分步供电方式：第一步：即在104下顺槽掘进至1186m时，第三部皮带安装完成前，由单台移变担负下顺槽所有掘进设备的供电任务。第二步：当104下顺槽三部皮带头安装完成后，由104下顺槽1186m处（三部皮带头）增设另台移变；该移变专供掘进机及切眼掘进设备的供电任务。从而达到减小系统压降，增大系统最小两相短路电流以提高开关保护动作灵敏度可靠性之目的。4、104下顺槽由3部运输皮带担任运输任务；头部55KW皮带设于原103上顺槽溜，运输长度97米；二部2×90KW皮带设于104下顺槽86米处，运输长度1100米；三部2×90KW皮带设于104下顺槽1186米处，运输长度1155米。切眼全长180米，由两部40T运输溜子担任切眼运输任务：两部溜子运输长度均为90米。(二)负荷统计及移动变电站选型：表5-15负荷统计表负荷名称设备数量（台）工作容量（KW）额定电压（V）需用系数（Kr）功率因数（cos￠）计算功率（KW）负荷电流（A）有功功率无功功率视在功率kva额定电流计算电流掘进机1328.511400.77206.1158.6头部皮带15510.82×35.52×35.5二部皮带12×9010.72×56.72×56.7三部皮带12×9010.72×56.72×56.7张紧绞车33×7.53×3.83×3.8联巷溜子15510.825.325.3潜水电泵22×15-99- 调度绞车据需设置2×401#移变19310.40.6373495620切眼溜子22×4010.82×25.32×25.3调度绞车2×4010.72×15.82×15.8潜水水泵22×1510.82×4.52×4.5掘进机1328.50.77206.1158.62#移变1518.50.40.62082773462、104下顺槽移动变电站选型计算：按下顺槽最大负荷量计算选择移动变电站（1）1#变压器的计算容量及选型：ST===620KVA；式中：Kde-104下顺槽掘进设备负荷需用系数，取0.4；cosФ-变压器负载的加权平均功率因数，取0.6；可选择KBSGZY-630/1010/1.2型矿用隔爆移动变电站一台，额定容量630KVA，电压10/1.2。满足负荷使用情况。（2）2#变压器的计算容量及选型：ST===346KVA；可选择KBSGZY-500/1010/1.2型矿用隔爆移动变电站一台，额定容量500KVA，电压10/1.2。满足负荷使用情况。(三)供电系统拟定见附图20：《14-1104下顺槽掘进工作面供电系统图》见附图21：《14-1104前期掘进设备布置图》见附图22：《14-1104后期掘进设备布置图》104掘进工作面上、下顺槽供电系统图均按巷道掘进负荷最大时期设备配置绘制；水泵和运输绞车根据现场需要增设，图中未画出。（四）工作面供电电缆选型：1、10KV高压电缆选型：（1）G1#高压电缆承担104下顺槽掘进全部负荷的供电任务；①　长度选择：长度L=1.1×（710+97）2×3=893.7米，取L≈900米；②　电缆截面、型号选择：按长时允许工作电流选择电缆截面Ica===38.9A；式中：Kde—取0.4；cosФ-变压器负载的加权平均功率因数，取0.6。∑PN-104下顺槽掘进工作面设备额定功率之和；选择MYPTJ-8.7/103×50型矿用屏蔽橡套移动电缆，载流量215A＞38.9A，满足各项校验要求。-99- （2）G2#高压电缆承担2#移变供电任务；与G1#高压电缆选型相同，选择MYPTJ-8.7/103×50型矿用屏蔽橡套移动电缆，长度：L=1.1×（23+1100）+2×3=1241.3米，取L=1245米。2、低压电缆的选型：按第三部皮带安装后为例进行电缆型号选择和长度计算（1）1#（1#馈电电源线）电缆长度较短，取5米。（2）2#（1#馈电—联巷溜子、头部皮带开关电源线）电缆截面、型号选择：①　长度选择：L=1.1×67+2×3=80米；取L=80米。②　按电缆长时允许载流量选择：Ica===40A；选择MYP0.66/1.143×35+1×16型矿用橡套软电缆，载流量138A＞40A，满足使用要求；（3）3#（1#馈电—二部、三部皮带开关电源线）电缆截面、型号选择：①　长度选择：L=1.1×（23+1100）+2×3=1235.3米；取L=1240米。②　按电缆长时允许载流量选择：Ica===174A；选择MYP0.66/1.143×70+1×25型矿用橡套软电缆，载流量215A＞174A，满足使用要求；（4）4#（2#馈电电源线）电缆长度较短，取5米。（5）5#（2#馈电—掘进机、切眼运输溜子开关电源线）电缆截面、型号选择：①　长度选择：L=1.1×（1150+180）+2×3=1469米；取L=1470米。②　按电缆长时允许载流量选择：掘进机额定电流为206.1A，Ica=0.77×206.1=158.6A，选择MYP0.66/1.143×70+1×25型矿用橡套软电缆，载流量215A＞158.6A，满足使用要求；③　按正常工作时满足电压损失校验电缆最小截面：A、104下顺槽2#移变（500KVA）电压损失计算：△Ub2==×1200=25.2V；式中：500KVA移变的电压损失百分数△UT2％=×（ur％×cos￠t+ux％×sin￠t)=×(0.29×0.6+3.99×0.7)=2.1；￠t-变压器负荷的功率因数角：cos￠t=0.6、sin￠t=0.7；SN.T2—2#移变额定容量500KVA；ST2—2#移变计算容量；Ur％—变压器额定运行时的电阻压降百分数：Ur％=×100==0.29（△PN.T2-变压器短路损耗，查表：3.5KW）；Ux％—变压器额定运行时的电抗压降百分数：Ux％=-99- =3.99（Uz％=4％-500KVA移变的阻抗电压百分数）；B、2#馈电电源干线电缆电压损失计算：电缆较短，压降忽略；C、5#电缆电压损失计算：△U5===69V；D、5#电缆末端电压损失为：∑△U=25.2+69=94.2V，94.2V＜174V；满足压降要求；式中：174V=Ue-Uav×0.9=1200-1140×0.9。注：其余电缆选型、长度见电缆统计表；表5-16104下顺槽电缆统计表电缆序号电缆用途干线或支线电缆型号电缆长度(m)电压（V）G110KV高压电缆高压电缆MYPTJ-8.7/103×50+3×2590010000G22#移变10KV电源线高压电缆MYPTJ-8.7/103×50+3×2512451000011#馈电电源线干线MYP0.66/1.143×70+1×255114021#馈电—头部皮带、联巷溜子总电源线支线MYP0.66/1.143×35+1×1680114031#馈电—二部、三部皮带开关总电源线支线MYP0.66/1.143×70+1×251240114042#馈电电源线干线MYP0.66/1.143×70+1×255114052#馈电—掘进机、切眼溜子开关总电源线支线MYP0.66/1.143×70+1×25147011406联巷40T运输溜子支线MYP0.66/1.143×10+1×61011407头部皮带支线MYP0.66/1.143×16+1×101511408头部皮带张紧绞车支线MYP0.66/1.143×4+1×44011409二部皮带1#电机支线MYP0.66/1.143×16+1×1015114010二部皮带2#电机支线MYP0.66/1.143×16+1×1020114011二部皮带张紧绞车支线MYP0.66/1.143×4+1×440114012三部皮带1#电机支线MYP0.66/1.143×16+1×1015114013三部皮带2#电机支线MYP0.66/1.143×16+1×1020114014三部皮带张紧绞车支线MYP0.66/1.143×4+1×440114015切眼1#溜子支线MYP0.66/1.143×10+1×615114016切眼2#溜子支线MYP0.66/1.143×10+1×6151140（五）各线路末端短路电流计算1、1#移变(630KVA)二次出口最小两相短路电流计算：查表：《煤矿井下供电三大保护细则》；=4773A；2、2#移变（500KVA）二次出口最小两相短路电流计算：查表：《煤矿井下供电三大保护细则》；=4629A；3、2#电缆末端最小两相短路电流计算：移动变电站—2#电缆末端折算至标准50mm2电缆长度：L=0.73×5+1.37×80+11.97×40=592m；查表：=1823A；-99- 4、3#电缆末端最小两相短路电流计算：移动变电站—3#电缆末端折算至标准50mm2电缆长度：L=0.73×5+0.73×1240+11.97×40=1283m；查表：=974A；5、5#电缆末端最小两相短路电流计算：移动变电站—5#电缆末端折算至标准50mm2电缆长度：L=0.73×1475=1077m；查表：=1131A；注：其他电缆末端最小两相短路电流见《104下顺槽供电系统图》、《开关选型、定值表》。（六）保护整定计算：1、头部皮带55KW电机80A启动器保护整定及短路保护灵敏度校验：过负荷整定：55KW皮带电机额定电流为35.5A，80A启动器整定步进值为0.5，根据公式：Iz≤Ie，过负荷定值取34A；短路保护整定：启动器短路保护定值取8倍的过负荷定值，取272A；短路保护灵敏度校验：Kr===7.5＞1.2，校验合格2、头部皮带7.5KW张紧绞车30A启动器保护整定及短路保护灵敏度校验：过负荷整定：7.5KW张紧绞车电机额定电流为3.8A，30A型开关保护最小过载电流为：3.3A、步进值为1A；根据公式：Iz≤Ie，过负荷整定取3.3A；短路保护整定：启动器短路保护整定值取8倍的过负荷定值，取26.4A；短路保护灵敏度校验：Kr===69＞1.2，校验合格；3、104下顺槽1#馈电开关保护整定及短路保护灵敏度校验：过负荷整定：Ica===166.3A；取160A；短路保护整定：Is.zd≧Iq+Kde×∑Ire=6×113+0.4×198=757.1A；取800A。式中：Kde-104下顺槽掘进工作面需用系数，取0.4；cosФ-变压器负载的加权平均功率因数，取0.6；∑PN-104下顺槽1#馈电设备额定功率之和；短路保护灵敏度校验：Kr===1.22≥1.2，校验合格；注：其余设备保护定值及校验见《开关选型、定值表》。（七）开关选型、定值表：表5-17开关整定保护统计表设备名称/用途设备型号过负荷整定（A）短路整定（A）短路点短路电流（A）短路保护灵敏度（Kr）头部皮带启动器QBZ-80/1140(660)34272d720647.58头部皮带张紧绞车QBZ-30/1140(660)3.326.4d8182369-99- 联巷40T溜子QBZ-30/1140(660)25.3202.4d6429821.2二部皮带启动器QBZ-200/1140(660)90720d1042485.9二部皮带张紧绞车QBZ-30/1140(660)3.326.4d11205477.8三部皮带启动器QBZ-200/1140(660)90720d1312221.69三部皮带张紧绞车QBZ-30/1140(660)3.326.4d1497436.81#馈电KBZ20-400/1140(660)160800d149741.22切眼1#溜子QBZ-30/1140(660)25.3202.4d1512115.9切眼2#溜子QBZ-30/1140(660)25.3202.4d1611695.7下顺槽2#馈电KBZ20-400/1140(660)175800d511311.41KBSGZY-630/101#移动变电站BXD-1000/1140(660)Y175900d312921.43KBGZ-400/10Y36220dt147732.6KBSGZY-500/102#移动变电站BXD-1000/1140(660)Y190900d511311.26KBGZ-400/10Y28200dt246292.77三、14-1104上顺槽掘进工作面供电设计(一)供电方案1、自104上顺槽联巷口-回风上山方向5m处安设1台移动变电站，担负104上顺槽前期(至1200米)掘进低压负荷的全部供电任务；2、104上顺槽掘进至1200米处时，因掘进距离过远，考开关短路保护灵敏度及电网电压降损失问题，将移动变电站移至1200米处。3、10000V高压供电电源：引自一采区胶带机头变电所Ⅱ段专用高开6608。高压电缆敷设路径：由胶带机头变电所沿胶带上山至104上顺槽溜煤眼下，经穿线钻孔至104上顺槽移动变电站。(二)负荷统计及移动变电站选型表5-18负荷统计表负荷名称设备数量（台）设备工作容量（KW）额定电压（V）需用系数（Kr）功率因数（cos￠）计算功率（KW）负荷电流（A）有功功率无功功率视在功率kva额定电流计算电流掘进机1328.511400.77206.1158.6头部皮带12×9010.82×56.72×56.7二部皮带12×9010.82×56.72×56.7张紧绞车22×7.510.62×4.72×4.7调度绞车32×4010.72×15.82×15.8潜水水泵22×1510.82×4.52×4.5移变1813.50.40.63254345422、104上顺槽移动变电站选型计算：按上顺槽最大负荷量计算选择移动变电站ST===542KVA；式中：Kde-104上顺槽掘进设备负荷需用系数，取0.4；cosФ-变压器负载的加权平均功率因数，取0.6；-99- 可选择KBSGZY-630/1010/1.2型矿用隔爆移动变电站一台，额定容量630KVA，电压10/1.2。满足负荷使用情况。(三)供电系统拟定见附图23：《14-1104上顺槽掘进工作面供电系统图》见附图21：《14-1104前期掘进设备布置图》见附图22：《14-1104后期掘进设备布置图》104掘进工作面上、下顺槽供电系统图均按巷道掘进负荷最大时期设备配置绘制；水泵和运输绞车根据现场需要增设，图中未画出。（四）工作面供电电缆选型：以掘进至104上顺槽1200m（二部皮带头）选择1、10KV高压电缆选型：（1）G1#高压电缆承担104上顺槽掘进全部负荷的供电任务；①　长度选择：长度L=1.1×（620+1200）2×3=2008米，取L≈2010米②　电缆截面、型号选择：按长时允许工作电流选择电缆截面Ica===31.3A；式中：Kde—取0.4；cosФ-变压器负载的加权平均功率因数，取0.6。∑PN-104上顺槽掘进工作面设备额定功率之和；选择MYPTJ-8.7/103×50型矿用屏蔽橡套移动电缆，载流量215A＞38.9A，满足各项校验要求。2、低压电缆的选型：按第二部皮带安装后为例进行电缆型号选择和长度计算（1）1#（1#馈电电源线）电缆截面、型号选择：①　长度选择：L=1.1×1200=1320米；取L=1320米。②　按电缆长时允许载流量选择：Ica===174A；选择MYP0.66/1.143×70+1×25型矿用橡套软电缆，载流量215A＞174A，满足使用要求；（2）2#（2#馈电电源线）长度较短，取5米；选择MYP0.66/1.143×70+1×25型矿用橡套软电缆（3）3#（1#馈电—头部皮带开关电源线）电缆截面、型号选择：①　长度选择：L=1.1×5+2×3=11.6米；取L=12米。②　按电缆长时允许载流量选择：Ica===63A；选择MYP0.66/1.143×35+1×16型矿用橡套软电缆，载流量138A＞63A，满足使用要求；-99- （4）4#（2#馈电—二部皮带开关电源线）电缆截面、型号选择：①　长度选择：L=1.1×5+2×3=11.6米；取L=12米。②　按电缆长时允许载流量选择：Ica===63A；选择MYP0.66/1.143×35+1×16型矿用橡套软电缆，载流量138A＞63A，满足使用要求；（5）8#（2#馈电—掘进机电源线）电缆截面、型号选择：①　长度选择：L=1.1×（2341-1200）+2×3=1259.5米；取L=1260米。②　按电缆长时允许载流量选择：掘进机额定电流为：206.1A，选择MYP0.66/1.143×70+1×25型矿用橡套软电缆，载流量215A＞158.6A，满足使用要求；注：其余电缆选型、长度见电缆统计表；表5-19104上顺槽电缆统计表电缆序号电缆用途干线或支线电缆型号电缆长度(m)电压（V）G110KV高压电缆高压电缆MYPTJ-8.7/103×50+3×2520101000011#馈电电源线干线MYP0.66/1.143×70+1×251320114022#馈电电源线干线MYP0.66/1.143×70+1×255114031#馈电—头部皮带开关电源线支线MYP0.66/1.143×35+1×1612114042#馈电—二部皮带开关电源线支线MYP0.66/1.143×35+1×161211405头部皮带1#电机支线MYP0.66/1.143×16+1×101511406头部皮带2#电机支线MYP0.66/1.143×16+1×102011407头部皮带张紧绞车支线MYP0.66/1.143×4+1×440114082#馈电—掘进机电源支线MYP0.66/1.143×70+1×25126011409二部皮带1#电机支线MYP0.66/1.143×16+1×1015114010二部皮带2#电机支线MYP0.66/1.143×16+1×1020114011二部皮带张紧绞车支线MYP0.66/1.143×4+1×4401140（五）各线路末端短路电流计算：1、104上顺槽移变(630KVA)二次出口最小两相短路电流计算：查表：《煤矿井下供电三大保护细则》；=4773A；2、1#电缆末端最小两相短路电流计算：移动变电站—2#电缆末端折算至标准50mm2电缆长度：L=0.73×1320=963.6m；查表：=1221A；3、5#电缆末端最小两相短路电流计算：移动变电站—5#电缆末端折算至标准50mm2电缆长度：L=0.73×1320+1.37×6+3.01×15=1015m；查表：=1180A；4、8#电缆末端最小两相短路电流计算：移动变电站—8#电缆末端折算至标准50mm2电缆长度：L=0.73×1260+3.65=923.5m；查表：=1268A；-99- 注：其他电缆末端最小两相短路电流见《104上顺槽供电系统图》、《开关选型、定值表》。（六）保护整定计算：1、头部皮带2×90KW电机200A启动器保护整定及短路保护灵敏度校验：过负荷整定：200A型启动开关步进值为5A，根据公式：Iz≤Ie，过负荷取90A；短路保护整定：启动器短路保护定值取8倍的过负荷定值，取720A；短路保护灵敏度校验：Kr===1.59＞1.2，校验合格；2、头部皮带7.5KW张紧绞车30A启动器保护整定及短路保护灵敏度校验过负荷整定：7.5KW张紧绞车电机额定电流为3.8A，30A型开关保护最小过载电流为：3.3A、步进值为1A；根据公式：Iz≤Ie，过负荷整定取3.3A；短路保护整定：启动器短路保护整定值取8倍的过负荷定值，取26.4A；短路保护灵敏度校验：Kr===34.2＞1.2，校验合格；3、104上顺槽1#馈电开关保护整定及短路保护灵敏度校验：过负荷整定：Ica===66.3A；考虑开关上下级整定，取100A；短路保护整定：Is.zd≧Iq+Kde×∑Ire=6×100+3.8=603.8A；取750A。式中：Kde-104上顺槽掘进工作面需用系数，取0.4；cosФ-变压器负载的加权平均功率因数，取0.6；∑PN-104上顺槽1#馈电设备额定功率之和；短路保护灵敏度校验：Kr===1.21≥1.2，校验合格；注：其余设备保护定值及校验见《开关选型、定值表》。（七）开关选型、定值表表5-20开关整定保护统计表设备名称/用途设备型号过负荷整定（A）短路整定（A）短路点短路电流（A）短路保护灵敏度（Kr）头部皮带启动器QBZ-200/1140(660)90720d611501.59头部皮带张紧绞车QBZ-30/1140(660)3.326.4d790334.21#馈电KBZ20-400/1140(660)100750d79031.21二部皮带启动器QBZ-200/1140(660)90720d1043606.1二部皮带张紧绞车QBZ-30/1140(660)3.326.4d11205477.82#馈电KBZ20-400/1140(660)190800d812681.58KBSGZY-630/10移动变电站BXD-1000/1140(660)Y270900d611504.25KBGZ-400/10Y36220dt147732.6五、104工作面回采供电系统设计-99- （一）供电方案拟定1、104工作面供电①、10KV高压电源引自+590采区配电点高压防爆开关6504（200A）；在104轨道顺槽距工作面160米设备列车上安装一台10/3.45KV（3#）移变和一台10/1.2KV（4#）移变，分别担任工作面3.3KV和1.14KV设备的供电任务。②、采煤机、刮板机供电：由设在轨道顺槽距工作面140米处的设备列车八组合开关担任采煤机、刮板机3.3KV工作电源的供电任务。③、破碎机、转载机供电：由设在轨道顺槽距工作面130米处的设备列车十二组合开关分别经刮板输送机电缆槽敷设至胶带顺槽，担任转载机、破碎机1.14KV工作电源的供电任务。乳化泵、喷雾泵等设备供电：由设备列车十二组合开关分别经列车电缆沟敷设至用电设备处，担任乳化泵、喷雾泵等设备1.14KV工作电源的供电任务。④、轨道顺槽靠近工作面其他1.14KV设备供电：由安设在设备列车小开关车上的馈电开关和启动器实现。⑤、工作面127V电源：由小开关车上照明、信号（专用）综保实现。2、胶带顺槽皮带机供电：10KV高压电源引自+590采区配电点高压防爆开关6506（100A）；在104胶带顺槽距回风上山5米处安设一台10/1.2KV（1#）移变，设104皮带头配电点，担任皮带运输机1.14KV工作电源的供电任务。3、两顺槽运输、排水供电：在104皮带头配电点设2#移变，担任104两顺槽运输、排水等设备1.14KV工作电源的供电任务。见附图24：《104综采工作面供电系统图》（二）供电系统设计表5-21用电设备台数及负荷统计表负荷地点设备名称设备型号安装台数工作台数设备容量KW额定电压V需用系数功率因数计算负荷电流/A备注有功功率KW无功功率kvar视在功率KVA额定电流计算电流采煤机MC300/730-WD1173033000.710.773011071552160144-99- 采煤工作面刮板输送机SGZ800/800112×40033002×40087.5电流：单机3#移变计算负荷11153010000/3450108611071552271桥式转载机SZZ800/3151131511400.640.7破碎机PCM160111601140乳化液泵BRW315/31.52120011401用1备喷雾泵BPW315/10K11751140工作面照明ZBZ-4.0/11401120×0.01812700.37工作面信号ZBZ-4.0/1140111127其他临时负荷301140备用合计4#移变计算负荷11781.3610000/1200500537.8714361工作面计算负荷2311.360.610.71409.91436.52012.8皮带运输机胶带运输机DSJ100/100112×31511400.650.72×200液压张紧油缸YBK-100L115.511409.59.5胶带制动装置212×0.3751140冷却风机YBK-280M222×1.11140张紧绞车YBK-2112M-4117.51140合计1#移变计算负荷11645.9510000/1200419.9428599.8303正副巷低压设备无极绳绞车SQ-100/600DP1111011400.680.7无极绳冷却风机YBK-2110.751140制动液压站YBK-100L-31131140排沙泵BQW200-30-37N222×371140排沙泵BQS150-30222×301140调度绞车JD-2.52140114021.81用1备其他临时负荷3011401919.5排水泵BQS25-50-7.5222×7.51140合计2#移变计算负荷11332.7510000/12000.680.72262313231641、移动变电站计算选型（1）1#移动变电站选型计算：担任皮带运输机供电任务，负荷电压等级为1.14KV；-99- 移动变电站选型计算：ST1===599.8KVA；式中：ST1-变压器的计算容量，KVA；cosφ-设备组加权平均功率因数，取0.7；Kde-皮带运输负荷需用系数，取0.65；ΣPN-用电设备额定功率之和，ΣPN=645.95KW；选择KBSGZY-630/1010/1.2矿用隔爆型移动变电站，额定容量630KVA，满足使用要求。（2）2#移动变电站选型计算：担任104上、下顺槽运输、排水供电任务，负荷电压等级为1.14KV；移动变电站选型计算：ST1===323KVA；根据矿区现有设备，选择KBSGZY-500/1010/1.2矿用隔爆型移动变电站，额定容量500KVA，满足使用要求。（3）3#移动变电站选型计算：担任采煤机、刮板输送机供电任务，负荷电压等级为3.3KV；移动变电站选型计算：ST1===1551.9KVA；式中：ST1-变压器的计算容量，KVA；cosφ-设备组加权平均功率因数，取0.7；Kde-设备负荷需用系数，取0.71，Kde=0.4+0.6×=0.4+0.6×=0.71，ΣPN-用电设备额定功率之和，ΣPN=2×400+730=1530KW，PN.M=-刮板输送机高速时功率之和，2×400KW；选择KBSGZY-2000/1010/3.45矿用隔爆型移动变电站，额定容量2000KVA，满足使用要求。（4）4#移动变电站选型计算：担任转载机、破碎机、乳化泵、喷雾泵及附近其他低压负荷供电任务，负荷电压等级为1.14KV；移动变电站选型计算：ST1===714.4KVA；选择KBSGZY-800/1010/1.2矿用隔爆型移动变电站，额定容量800KVA，电压等级10、1.2KV，满足使用要求。根据矿区现有设备，选取KBSGZY-1600/1010/1.2矿用隔爆型移动变电站，额定容量1600KVA，电压等级10/1.2KV,满足使用要求。表5-22移动变电站选型统计表移变编号移变型号移变额定容量KVA移变计算容量KVA负荷设备负荷电压等级V校验结果1#KBSGZY-630/1010/1.2KV630599.8104皮带运输机1140合格2#KBSGZY-500/1010/1.2KV500323104上、下顺槽运输、排水设备1140合格3#KBSGZY-2000/1010/3.45KV20001551.9采煤机、刮板输送机3300合格-99- 4#KBSGZY-1600/1010/1.2KV1600714转载机、破碎机、喷雾泵、乳化泵等1140合格2、高压电缆的选型（1）高压电缆最大长时工作电流计算Lg3电缆线路最大长时工作电流计算：Ig.max===116.3A；式中：Kde=0.4+0.6×=0.4+0.6×=0.61；Lg1电缆线路最大长时工作电流计算：Ig.max===63A；式中：Kde=0.4+0.6×=0.4+0.6×=0.78；（2）高压电缆型号及长度选择Lg3电缆选择截面50mm2矿用移动屏蔽橡套软电缆，电缆载流量173A；116.3A＜173A，电缆长时载流量校验合格。选择MYPTJ8.7/103×50+3×25/3+3×2.5型矿用移动屏蔽橡套软电缆。因Lg3电缆所承载工作电流最大，所以Lg1、Lg2、Lg4高压电缆均选择与Lg3同型号电缆；根据计算，电缆长度见电缆统计表。（3）高压电缆的校验选择设备列车移变电源电缆Lg3进行校验；电缆长时载流量116.3A，Lg3电阻R=0.43Ω/km、电抗X=0.107Ω/km，电缆长度3090米（自590采区变电所）。①　按电压损失计算与校验：Lg3电缆电压损失：△U===219.5V；10000V电源系统电压降不允许低于系统电压的5％，219.5V＜500V，电压降校验合格。②　按经济电流密度计算与校验：-99- 计算所得电缆截面：A===51.68mm2，校验结果：选择50mm2截面电缆最接近选型截面。式中：Ica-线路长时电流，j-1天工作16小时，1年工作300天的小时数确定的经济电流密度，铜芯取2.25。①　按热稳定性计算与校验：计算所得电缆截面：A=×=4742×=16.4mm2＜50mm2，校验合格。式中：t-短路电流的假想作用时间，取0.15S；C-电缆热稳定系数，橡套电缆取112；-三相短路电流稳态值，取4742A。表5-23高压电缆选型统计表高压电缆编号高压电缆型号高压电缆长度（m）持续工作电流校验电压损失校验经济电流密度校验热稳定校验结果Lg1MYPTJ8.7/103×50+3×25/3+3×2.5980合格合格合格免校验Lg2MYPTJ8.7/103×50+3×25/3+3×2.515合格合格合格免校验Lg3MYPTJ8.7/103×50+3×25/3+3×2.53090合格合格合格合格Lg4MYPTJ8.7/103×50+3×25/3+3×2.515合格合格合格免校验3、低压电缆的选型支线电缆按载流量选择，按机械强度、电压损失校验：（1）采煤机支线1#电缆的选型①　型号选择：按载流量选择：Ica===130.4A，IS=1.1×Ica=1.1×130.4=144A；选择截面50mm2电缆，载流量173A＞144A，为同时满足电缆的控制要求选择MCPT-1.9/3.33×50+1×16+4×4型采煤机专用屏蔽电缆。式中：Kde-采煤机的整机需用系数；Ica-采煤机电缆的长时工作电流；IS-电缆的长时载流量。②　1#电缆长度选择：L=1.1×（180+140）+2×-99- 2=356m，取360m；式中：180-104工作面切眼长度、140-八组合开关至刮板机机尾直线距离、2×2-电缆两端各预留2米。①　采煤机1#电缆校验：1#电缆强度校验：满足采煤机机械强度的最小截面为35mm2,50mm2＞35mm2,强度校验合格。按正常工作电压损失校验导线截面：A：3#移变的电压损失：△Ub3=×U2N.T3=×3450=134.4V。式中：变压器的电压损失百分数△UT％=×（ur％×cosøt+ux％×sinøt）=(0.6×0.7+6.47×0.71)=3.89V。ST2—3#移变的计算容量、SN.T3—3#移变的额定容量。øt—变压器负荷的功率因数角；cosøt=0.7、sinøt=0.71、U2N.T3—3#移变二次额定电压3.45KV、ur％—变压器额定额定运行时的电阻压降百分数：ur％=×100=×100=0.6（△PN.T3—变压器的短路损耗，查表：12KW）ux％—变压器额定额定运行时的电抗压降百分数：ux％===6.47uz％=6.5％(2000KVA变压器阻抗电压百分数)。B:3#移变-八组合开关干线6#电缆的电压损失：电抗忽略：△U6===0.99V。式中：γse—铜导线的电导率：42.5（Ω/mm2）、L6—6#干线电缆长度、A6—6#干线电缆截面积70mm²C:采煤机支线1#电缆的电压损失：采煤机组负荷系数Klo=0.9、效率η=0.9△U1===37.5V。3#移变—采煤机的总电压损失为：∑△U=△Ub3+△U6+△U1=134.4+0.99+37.5=172.9V。-99- 172.9V＜480V（3.3KV系统允许电压损失U2N.T3-Ue×90％=3450-3300×90％=3450-2970=480V），所选电缆满足压降要求。表5-24低压电缆选型统计表电缆序号电缆用途电缆型号工作电压V负荷KW载流量A工作电流A长度m校验结果一、工作面3300V设备电缆1采煤机支线MCPT-1.9/3.33×50+1×16+4×43300730215144360合格2刮板机机头高速支线MCPT-1.9/3.33×50+1×16+4×4330040017387360合格3刮板机机尾高速支线330040017387160合格4刮板机机头低速支线MCPT-1.9/3.33×35+1×16+4×4330020013844360合格5刮板机机尾低速支线330020013844160合格63#移变-8组合干线MCPT-1.9/3.33×70+1×25+4×4330015302×21527118（并联使用）合格二、工作面1140V设备电缆电缆序号电缆用途电缆型号工作电压V负荷KW载流量A工作电流A长度m校验结果7转载机高速支线MYP-0.66/1.143×70+1×251140315215199.4370合格8转载机低速支线MYP-0.66/1.143×50+1×161140160173101370合格9破碎机支线MYP-0.66/1.143×50+1×161140160173101396合格101#乳化泵支线MYP-0.66/1.143×50+1×16114020017312745合格112#乳化泵支线MYP-0.66/1.143×50+1×16114020017312750合格12喷雾泵支线MYP-0.66/1.143×35+1×161140751384555合格134#移变-12组合干线MYP-0.66/1.143×70+1×2511408502×2153342×18合格14小开关车馈电干线MYP-0.66/1.143×35+1×161140681384340合格三、皮带运输机1140V设备电缆电缆序号电缆用途电缆型号工作电压V负荷KW载流量A工作电流A长度m校验结果-99- 15皮带机1#电机支线MYP-0.66/1.143×70+1×25114031517319915合格16皮带机2#电机支线MYP-0.66/1.143×70+1×25114031517319920合格17自动张紧液压站MYP-0.66/1.143×4+1×411405.5363.550合格18张紧绞车MYP-0.66/1.143×4+1×411407.536555合格19800A馈电-变频器MYP-0.66/1.143×95+1×25114040026025310合格201#移变-800A馈电MYP-0.66/1.143×95+1×25114040026025315合格211#电机风机支线MYP-0.66/1.143×4+1×411403361.815合格222#电机风机支线MYP-0.66/1.143×4+1×411403361.820合格四、轨道顺槽1140V设备电缆电缆序号电缆用途电缆型号工作电压V负荷KW载流量A工作电流A长度m校验结果232#移变-轨道顺槽馈电MYP-0.66/1.143×50+1×161140180173114230合格24400A馈电-变频器MYP-0.66/1.143×50+1×16114018017311415合格25变频器-无极绳绞车MYP-0.66/1.143×35+1×1611401101387020合格26变频器-无极绳制动器MYP-0.66/1.143×4+1×411405.5363.520合格4、短路电流计算（1）Lg3高压电缆末端最小两相短路电流计算：35KV电源系统折算到10KV系统的电阻和电抗：(最小方式下)电阻：0.243Ω电抗：==0.963Ω35KV站主变的电抗：X=0.539Ω，（主变：容量16000KVA，容量较大，故电阻忽略不计）。-99- 35KV站—中央变电所240mm2电缆的电阻和电抗计算：电阻：R240=0.088Ω/km×0.9/km=0.0792Ω电抗：X240=0.08Ω/km×0.9km=0.072Ω中央变电所—+590配电点185mm2电缆的电阻和电抗计算：电阻：R185=0.144Ω/km×0.9/km=0.1296Ω电抗：X185=0.08Ω/km×0.9km=0.072Ω+590配电点6504高开—104设备列车2000KVA移变10KV(50mm2)橡套电缆Lg3的电阻和电抗计算：电阻：R=0.43Ω/km×3.09km=1.33Ω电抗：X=0.107Ω/km×3.09km=0.33Ω短路阻抗：Z====2.662ΩLg3高压电缆末端最小两相短路电流:I===1972A。（2）3#移变二次出口最小两相短路电流计算：①　10KV系统折算到3.45KV系统的电阻、电抗：高压侧折算到2#移变低压侧的电阻、电抗R折T3====0.212Ω。X折T3====0.235Ω。-99- ①　3#移变的电阻、阻抗、电抗及二次出口短路电流计算：a.电阻RT3=△PN.T3×=0.012×=0.0357Ω。式中：△PN.T3—变压器的短路损耗MW，查变压器的技术说明资料为0.012MW。U2N.T3—变压器的二次额定电压3.45KV。SN.T3—变压器的额定容量2MVA，b.阻抗ZT3===0.387Ω。UZ％—变压器的阻抗电压百分数。c.电抗XT3===0.385Ω。d.3#移变二次出口短路电流I===2852A。（3）6#电缆（8组合）末端最小两相短路电流计算：a.电阻R6=r6×L=0.345Ω/km×0.018km=0.0062Ω。b.电抗X6=x6×L=0.078Ω/km×0.018km=0.0014Ω。（3）短路阻抗：Z===0.451Ω短路电流：I=Uav/2Z=3450/2×0.451=2825A（4）1#电缆（采煤机）末端最小两相短路电流计算：a.电阻R1=r1×L=0.49Ω/km×0.36km=0.176Ω。b.电抗X4=x4×L=0.081Ω/km×0.36km=0.029Ω。（3）短路阻抗：Z===0.779Ω短路电流：I=Uav/2Z=3450/2×0.65=2214A。（5）其他各短路点最小两相短路电流见：短路电流统计表表5-25各短路点最小两相短路电流计算统计表短路点代号短路点名称短路点平均电压V短路点最小两相短路电流A备注Lg3Lg3电缆末端（3#移变一次侧）105001982Lg4Lg4电缆末端（4#移变一次侧）105001942-99- Lg1Lg1电缆末端（1#移变一次侧）105002884Lg2Lg2电缆末端（2#移变一次侧）105002791Dt33#移动变电站二次出口34502852Dt44#移动变电站二次出口12008108Dt11#移动变电站二次出口12004773Dt22#移动变电站二次出口12004629d1采煤机支线电缆末端34502214d2刮板输送机机头高速电缆末端34502214d4刮板输送机机头低速电缆末端34502111d3刮板输送机机尾高速电缆末端34502395d5刮板输送机机尾低速电缆末端34502359d68组合开关电源线末端34502825d1312组合开关电源线末端12007692d7转载机高速电缆末端12003243d8转载机低速电缆末端12002597d9破碎机电缆末端12002708d101#乳化液泵电缆末端12006593d112#乳化液泵电缆末端12006438d12喷雾泵电缆末端12006000d14设备列车馈电开关干线电缆末端12006135d20皮带运输机馈电开关干线电缆末端12004703d19馈电开关-变频器支线电缆末端12004658d15皮带机1#电机支线电缆末端12004633d16皮带机2#电机支线电缆末端12004589d21皮带机1#电机风机支线电缆末端12003532d22皮带机2#电机风机支线电缆末端12003153d17液压自动张紧支线电缆末端12001796d18张紧绞车支线电缆末端12001668d232#移变-轨道顺槽馈电开关干线电缆末端12003073d24馈电开关-无极绳变频器支线电缆末端12002964d25无极绳绞车电机支线电缆末端12002860d26无极绳绞车制动器支线电缆末端120020785、电气设备选型高压开关选择：根据电压等级、额定电流以及开关负荷电流选择，以断流容量、短路动热稳定性校验；低压开关选择：根据电压等级、额定电流以及开关负荷电流选择，以开关短路分断能力进行校验；电气设备选型见：电气设备选型表。表5-26104电气设备选型统计表开关编号及用途开关型号设备台数额定电压V额定电流A校验结果104设备列车专供（1#高开）BGP9L-10Y110000200合格104两顺槽运输、排水（2#高开）BGP9L-10Y110000100合格104胶带运输机专用（1#移变）KBSGZY-630/10110000/120036.3/303合格-99- 104两顺槽运输排水（2#移变）KBSGZY-500/10110000/120028.5/241合格104工作面3300V移变（3#移变）KBSGZY-2000/10110000/3450115/334合格104工作面1140V移变（4#移变）KBSGZY-1600/10110000/120092/769合格采煤机730KW支路QJGZ-1600/3300-8133001600合格刮板输送机2×400KW支路桥式转载机315KW支路QJZ2-2000/1140(660)-12111402000合格破碎机160KW支路乳化泵200KW支路喷雾泵75KW支路设备列车K3馈电开关KBZ20-200/1140(660)11140200合格设备列车照明综保ZBZ-4.0/1140(660)11140/1332.03/17.36合格设备列车信号综保ZBZ-4.0/1140(660)11140/1332.03/17.36合格设备列车排水泵启动器QBZ-80/1140(660)1114080合格设备列车备用启动器QBZ-80/1140(660)1114080合格皮带机K1馈电开关KBZ20-800/1140(660)11140800合格皮带机变频启动器BPJ1-2×500/114011140250合格皮带张紧液压站启动器QBZ-30/1140(660)1114030合格皮带张紧绞车启动器QBZ-30/1140(660)1114030合格皮带机控制、照明综保ZBZ-4.0/1140(660)11140/1332.03/17.36合格无极绳绞车K2馈电开关KBZ20-200/1140(660)11140200合格无极绳变频启动器BPJ1-2×500/114011140160合格无极绳控制、照明综保ZBZ-4.0/1140(660)11140/1332.03/17.36合格104下顺槽排水泵启动器QBZ-80/1140(660)1114080合格104胶带顺槽排水K4馈电KBZ20-200/1140(660)11140200合格104轨道顺槽排水K5馈电KBZ20-200/1140(660)11140200合格6、高、低压开关保护装置整定开关保护整定基本公式：（1）过负荷整定：IZ≤Ica；Ica-单台设备时取设备额定电流；多台设备时取最大长时计算电流。（2）短路保护整定：Id≥Iq.max+Kde×ΣIe；式中：Iq.max-最大单台设备的启动电流，ΣIe-除最大单台设备外其余设备电机额定电流之和，Kde-设备组需用系数，一般取0.7；整定移变高压侧短路保护定值时，必须考虑短路保护定值躲过移动变电站空合闸励磁电流冲击。（3）短路保护灵敏度校验：Kr=≥1.5；当开关作为后备保护时：Kr≥1.2即可。式中：Kr-短路保护灵敏度校验系数，-电缆末端最小两相短路电流，Id-99- -开关短路保护定值。（4）各电气设备保护定值见表表5-27高、低压开关整定表一、工作面设备列车开关保护整定开关名称设备型号过负荷A速断A速断倍数短路点短路电流A灵敏度Kr校验结果采煤机730KW支路QJGZ-1500/3300-814411528d122141.92合格刮板机低速支路443528d421115.9合格刮板机高速支路876968d222143.2合格3#移变低压保护箱BXD-400/3300YIz1=Iz2=135Id1=Id2=1080K1=K2=8d421111.95合格3#移变高压保护箱KBGZ-200/10Y1154003.48dt32852/2.898=9843#变2次出口折算至10KV系统2.4合格转载机低速启动器QJZ2-2000/1140(660)-121008008d825973.25合格转载机高速启动器19911946d732432.71合格破碎机启动器1008008d927083.38合格喷雾泵启动器473768d12600015.9合格乳化泵启动器12610088d1164386.38合格列车K3馈电KBZ20-200/1140482405d14613525.5合格4#移变低压保护箱BXBD-1600/1140YAIz1=Iz2=18016209d925971.6合格4#移变高压保护箱KBG-150/10Y923684dt48108/8.33=9734#变2次出口折算至10KV系统2.64合格二、胶带顺槽开关保护整定开关名称设备型号过负荷A速断A速断倍数短路点短路电流A灵敏度Kr校验结果皮带机启动器BPJ1-2×5002006003d2231535.2合格冷却风机启动器液压张紧启动器QBZ-30/1140(660)3.326.48d17179668合格张紧绞车启动器QBZ-30/1140(660)4.838.48d18166843.4合格皮带K1馈电开关KBZ20-800/114030010503.5d2231533.1合格1#移变低压保护箱BXD-1000/114032012003.75d2231532.62合格4773/8.33=573-99- 1#移变高压保护箱KBGZ-400/10Y362888dt11#变2次出口折算至10KV系统1.98合格三、轨道顺槽开关保护整定开关名称设备型号过负荷A速断A速断倍数短路点短路电流A灵敏度Kr校验结果无极绳绞车启动器BPJ1-2×500702103d2620789.8合格绞车液压站启动器无极绳K2馈电KBZ20-200/1140752253d2620789.2合格2#移变低压保护箱BXD-1000/1140804005d2620785.2合格2#移变高压保护箱KBGZ-400/10Y282248dt24629/8.33=5552#变2次出口折算至10KV系统2.47合格四、高压配电装置保护整定开关名称设备型号过负荷A速断A速断倍数短路点短路电流A灵敏度Kr校验结果104设备列车专供6504高开（200A）BGP9L-10Y1253753Lg419425.1合格104运输、排水6506高开（100A）BGP9L-10Y70.22103Lg2279113.2合格见附图25：《14-1104综采工作面设备布置图》第五节防尘一、设计依据必须根据作业方式设计采取防尘措施，规定具体的参数和管理制度。防尘系统敷设满足现场实际需要和相关规定，具体要求如下：1、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于4MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于4MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。2、采煤工作面的采煤机必须安装内、外喷雾装置，截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配，如果内喷雾不能正常使用，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。综采工作面应设置移架自动同步喷雾，并能正常使用。3、防尘供水系统的管网布设，必须符合下列要求：-99- （1）井下防尘管路的管径选择，要满足生产和防尘洒水的需要，并且必须敷设到采煤工作面进、回风道；每隔50m应安设一个三通或阀门。（2）供水管路、管件和阀门型号符合设计要求，最大静水压力大于1.6MPa的管段宜采用无缝钢管，小于或等于1.6MPa的管段可采用焊接钢管。（3）管路吊挂平直，不拐死弯，连接紧密，不漏水。4、采煤工作面进、回风巷各设置两道净化水幕，第一道距工作面不大于50m，第二道距进、回风巷口不大于50m。掘进巷道至少安装两道净化水幕第一道距工作面不大于50m，第二道距巷口不大于50m。5、巷道净化水幕必须按要求安设，水幕要覆盖全断面，灵活可靠，并有专人负责管理，喷雾设施使用正常并且必须采用喷嘴形结构，手动喷雾必须有开、关灵敏可靠的阀门，喷嘴连接必须采用硬连接，不得用软管连接。二、综合防尘1、掘进期间综合防尘掘进防尘管路距工作面不大于20m，风、水管三通阀门每50m安设一个，必须用同一型号的三通阀门，编号管理。风水管路距工作面不大于20米。距掘进工作面回风口50m位置上风侧安设一道全断面净化水幕，距工作面迎头50m内安设一道全断面净化水幕，喷咀朝向风流方向，确保每个喷咀出水通畅，雾化良好。在巷道施工200m后，距巷口50米处安设第一组隔爆设施，然后每200米安装一组隔爆设施。104两顺槽每组总水量不低于200L/m²即200×13.5=2700L/m²，应安68个，实安70个，每排5个，间排距1m。102下顺槽每组总水量不低于200L/m²即200×13.5=2700L/m²，应安68个，实安70个，每排5个，间排距1m。但必须保证最前一组隔爆水袋距工作面的距离不大于200m，并进行挂牌管理。2、回采期间综合防尘（1）、工作面静压水的压力不得小于1.5MPa,达不到要求时必须在巷道口总管路中加设加压泵，确保14-1104工作面防尘水压不得小于1.5MPa。（2）、各转载点安设喷雾防尘装置。（3）、轨道順槽、胶带顺槽进口50处米各安装净化水幕1道，在轨道順槽、胶带顺槽距工作面50米处各安设净化水幕1道。（4）、两巷每200米-99- 安设一组隔爆水袋，水量不得小于2700升；轨道順槽每200米安设一组隔爆水袋，水量不得小于2700升。（5）、工作面每道支架安设一组自动架间喷雾。（6）、采机内外喷雾要完好,内喷雾压力不小于2MPa,外喷雾压力不小于1.5MPa,如果内喷雾不能正常使用，外喷雾压力不小于4MPa。（7）、胶带顺槽、轨道順槽每50米安装一个洒水三通阀门，防尘水管和阀门不得有跑、漏现象。胶带顺槽、轨道顺槽巷口各加一个水质过滤器。（8）工作面机道距回风巷20m处安设两道防尘喷雾。（9）采煤机割煤时，采机前三后四支架实现随机喷雾。三、管路敷设及用水点1、供水管路上必须留设三通分支，并配齐阀门。带式输送机巷道，三通分支的间隔距离不大于50m；其它巷道，三通分支的间隔距离不大于100m。遇到岔道口或硐室口应留设三通分支。2、采掘工作面的供水管路应不小于DN75。综采综掘工作面因设备用水量较大，供水管路规格应适当增大。3、供水管路应用统一加工的挂钩吊挂。压风管路与供水管路同钩吊挂时，供水管路在上，压风管路在下。4、供水管路应和电缆分别敷设在巷道的两侧。5、巷道内水管的铺设应满足设备、行人的安全需要；巷帮要预留出防止巷道变形损坏水管的间距。见附图26：《14-1104工作面防尘隔爆设施示意图》第六节供水、压风及排水系统1、供水、压风系统：104轨道顺槽作业用风、水引自轨道上山580米处（103胶带顺槽车场）处；使用￠108×7型钢管与预留在轨道上山580米处DN150×40型闸阀经变径处理后接通；供104工作面开口期间及104轨道顺槽掘进作业使用。104胶带顺槽车场与轨道上山贯通后，将轨道上山755米处预留的DN150×40型闸阀与￠108×7型钢管经变径处理后，供104胶带顺槽掘进作业使用。2、排水系统：（1）根据两巷设计及实际掘进水文地质观测，在巷道低洼处打水仓；使用矿用隔爆型潜水电泵（-99- 安装两台矿用隔爆潜水泵进行排水，一台正常使用，一台备用，所配管路与水泵能力必须满足要求。）将巷道积水排至轨道上山—轨道大巷—井底水仓—地面“污水处理站”。（2）根据14-1101、14-1103工作面掘进、回采期间涌水量情况综合分析：14-1104工作面预计正常涌水量40m3/h左右、最大涌水量60m3/h左右，按照焦煤防治水规定要求：工作面必须配备不低于最大涌水量2倍的排水设施设备，14-1104工作面需要配备排水能力不低于120m3/h的排水泵管路及配套设施。3、掘进时在巷道左帮施工自流式水沟将水引至一采区轨道上山水沟内排走。水沟毛断面为：宽×深=300mm×300mm，水沟滞后工作面不得大于40m。4、管路铺设（1）排水管路在巷道掘进施工时，就应根据掘进期间和工作面形成后的的实际涌水量铺设，避免重复建设。在巷道的低洼处应设置三通和放淤阀。采掘工作面巷道单侧有钻场的，排水管路应分布在钻场侧；无钻场或两边都有钻场的，应布置在运输线侧，且每个钻场处需安装一个三通和闸阀。（2）排水管路应用统一加工的挂钩吊挂。（3）排水管路应和电缆分别敷设在巷道的两侧。（4）巷道内排水管路的铺设应满足设备、行人的安全需要；巷帮要预留出防止巷道变形损坏风水管路的间距。5、14-1104轨道、胶带顺槽施工队组必须在吊挂供水、压风、排水管路帮的顶部加打起吊锚杆，起吊锚杆规格为φ20mmx1000mm的树脂螺纹钢锚杆，和角锚杆成一条线，每4m一根。第七节防灭火根据山西煤矿设备安全技术检测中心2014年12月5日对本矿4-1号煤层煤的自燃倾向性进行了测试：煤的吸氧量(cm3/g)为0.61，自燃倾向性等级为II，自燃倾向性为自燃。根据山西煤矿设备安全技术检测中心2014年12月5日对本矿4-1号煤层原煤样煤尘爆炸定性分析：火焰长度(mm)＞400，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量(%)为80，煤尘云最低着火温度为610℃，煤尘层最低着火温度为250℃，鉴定结论为煤尘有爆炸性。14-1-99- 104工作面采用束管监测系统来预测采空区自然发火情况，若发现工作面采空区有自然发火倾向，采取向采空区注氮和向采空区喷洒阻化剂两种防灭火措施。按照《煤安规程》240条规定在14-1104工作面轨道顺槽和胶带顺槽距巷口5m处各构筑一道防火门墙。为杜绝发生煤层自然发火和煤尘事故,做如下规定：1、开采加大开采速度，提高回采率，做到快掘快采，在自燃发火期内将工作面采完，且在采完后45天内封闭采空区。2、通风加强对通风巷道的维修，确保通风系统畅通；选择“U”型的通风系统，正确选择通风构筑物的设置地点。严禁两道风门同时打开。3、监测监测的主要方法和手段是煤炭自然发火的早期识别。早期识别方法有两种：一是气体分析法，二是温度测量法。（1）利用束管监测系统对上隅角、回风巷、采空区进行全面的观察。观察参数包括：现场的气体成份、气温、水温、其它发火征兆等。（2）出现发火危险或发火征兆的地点，每班至少检测一次，并每周取气样一次送相关部门化验、分析。（3）对出现自然发火预兆的地点，应及时发出发火预报。（4）工作面必须严格按照作业规程要求进行作业，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。（5）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，并采取措施将冒顶区接实。（6）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。（7）皮带头采用不燃型材料支护，距离不小于20米;皮带头和系列车、油脂库处各安装2个有效的灭火器，沙箱不小于0.5m3。（8）采空区有发火迹象时，必须立即停止工作，切断电源，撤出所有人员，并向公司汇报。-99- （9）发现煤层有自燃征兆时，要进行移动注氮和喷洒乳化剂。（10）束管监测在14-1104工作面在胶带顺槽按一定间距布置四个束管采样器交替监测采空区内，测定采空区范围大约距工作面150m左右，约50m设一个测点，保持采空区内部回风侧各三个探头，观测14-1104胶带顺槽采空区内气体，同时可对注氮期间回采工作面、上隅角、回风流中的氮气、氧气、一氧化碳气体进行监测。待距工作面最远测点进入采空区150m后，即可结束观测。工作面正常封闭后，在进、回风侧密闭分别设观测孔，并在密闭内各布置一个测点，对于与采空区相连(尤其是与火区相通)的闭墙内也应设置测点进行监测。井下通过束管采样仪采样并送至地面色谱分析，分析参数主要有O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8、H2正常情况下，每周日早班检测一次，工作面异常时，每班检测一次。（11）注氮系统14-1104工作面采空区若发现自燃发火征兆，将14-1104轨道顺槽口压风管路三通接入轨道上山注氮主管路；注氮管路敷设至工作面入风端头并按要求埋入采空区，并采取连续注氮措施；氮气释放口的位置距工作面30m，沿14-1104工作面轨道顺槽向采空区埋设。发现自燃发火征兆后开始注氮直至消除采空区自然发火隐患。氮气释放口应高于底板，注氮口距巷道底板高度应在300mm以上，90°弯拐向采空区，与工作面保持平行；为防止注氮管口被砸或堵塞，尽量用石块或木垛等加以保护，氮气释放口处管路可打0.5m花眼，并用铁丝网包裹。（12）喷洒阻化剂系统为了抑制采空区内残煤自燃延长其发火期。14-1104工作面采用移动式喷洒压注装置防灭火，抑制残留煤的自燃。阻化泵型号为BZ2.4/4，储液箱和注液泵安装在平板车上，放置在14-1104下顺槽距工作面30m左右，经过输液管路将阻化剂输送到工作面进行喷洒，在采煤工作面向采空区的遗煤喷洒阻化液防止煤炭自燃。第七节监测监控一、掘进期间瓦斯监测监控系统-99- （1）矿井安全监测监控系统采用KJ95N安全监控系统。（2）14-1104两顺槽掘进时，安全监测监控系统分站分别安设在顺槽车场内，靠帮吊挂。安装高度应便于维修，且安装后不得影响运输。（3）掘进工作面巷道内安设2台甲烷传感器，甲烷传感器悬挂地点为：T1距工作面迎头不大于5m，T2距回风口10-15m，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距帮不小于200mm；巷道掘进超过1000m后，在1000m位置加装T5甲烷传感器。（4）瓦斯监测电缆高度1.8m以上,每隔3m加一道电缆钩，吊挂平直。（5）瓦斯传感器断电范围。T1传感器：断掘进工作面一切非本质安全型电气设备，T1传感器断电点：≥1.2%。报警点≥0.8%，复电点＜0.8%；T2传感器：断掘进工作面巷道内一切非本质安全型电气设备，T2传感器断电点：≥0.8%。报警点≥0.8%，复电点＜0.8%，T5传感器断电点：≥0.8%。报警点≥0.8%，复电点＜0.8%。二、回采期间瓦斯监测监控系统工作面Ｔ0：工作面回风隅角报警浓度：≥0.8%CH4断电浓度：≥1.2%CH4复电浓度：＜0.78%CH4工作面Ｔ1：设置在胶带顺槽巷距工作面煤壁≤10m处报警浓度：≥0.8%CH4断电浓度：≥1.2%CH4复电浓度：＜0.78%CH4工作面Ｔ2：设置在胶带顺槽距回风巷口10---15m处报警浓度：≥0.8%CH4断电浓度：≥0.8%CH4复电浓度：＜0.78%CH4工作面T5：设置在胶带顺槽1200m处报警浓度：≥0.8%CH4断电浓度：≥0.8%CH4复电浓度：＜0.78%CH4（2）14-1104工作面在14-1104胶带顺槽测风站内安设有CO传感器（报警值≥-99- 24ppm）、风速传感（4m/s≥报警值≥0.25m/s）、温度传感器（报警值≥26℃）、瓦斯传感器（工作面T2）；在14-1104皮带头安设有烟雾传感器、CO传感器（报警值≥24ppm）和瓦斯传感器（报警值≥0.8%断电值≥0.8%复电浓度：＜0.78%）。（3）甲烷传感器、一氧化碳、温度传感器都在距顶板不大于0.3m，距煤帮不小于0.2m顶板完整、无淋水的地点安设。（4）Ｔ0、Ｔ1、Ｔ2、Ｔ5、Ｔ3、T4断电范围：14-1102工作面及其轨道巷内全部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；要求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。（5）甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器由通风队安装、维护，延线。（6）作业队组当班班长负责甲烷传感器TO、T1的挪移，且将余线盘好挂起。（7）甲烷传感器通过专用电缆与断电仪，工作面顺槽移变及监控中心相连接，以达到报警断电效果。（8）甲烷烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器同电缆连接，必须按出厂说明书规定执行。（9）甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器应保持清洁，严禁用水冲洗，以免影响正常使用。（10）通风队必须按规定定期对各甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器进行检查、维护、校调。见附图27：《14-1104两顺槽掘进期间监控设备布置示意图》见附图28：《14-1104工作面回采期间监控设备布置示意图》第九节瓦斯抽放系统一、抽放系统及抽放方法的选择14-1104工作面采用井下移动泵站瓦斯抽放系统，抽放泵安设在抽放泵站，位于轨道大巷与回风大巷1#联络巷内。14-1-99- 104工作面采用上隅角埋管抽放，并采取在抽放管上钻孔和上隅角跺袋子的措施确保上隅角瓦斯浓度不超限；预计瓦斯抽放量1m3/min，抽放系统预计瓦斯浓度1%左右。二、抽放管路及附属装置布置山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司14-1104工作面瓦斯抽放系统主管路采用DN480螺旋钢管，沿回风上山抽放主管路铺设至14-1104胶带顺槽口，每隔4米安设支架；支管路采用Ø355mmPE专用抽放管和Ø355mm螺旋焊接钢管，Ø355mm螺旋焊接钢管由14-1104胶带顺槽口口向14-1104工作面敷设100m，然后敷设Ø355mmPE专用抽放管2000m。抽放管路按照相关文件和规程规定安设阀门、流量计、放水器、隔爆沙包和喷粉抑爆装置。管路沿右帮敷设，不得与动力电缆同侧，不得与动力电缆相连。管路敷设完毕后，应对整个管理系统进行气密性试验。按照相关规定支管路安装接地极。用9.3mm钢丝绳及钢丝绳卡子吊挂。每根管吊挂两个点，距帮不大于300mm，距顶不大于200mm，管路吊挂平直，接头严密不漏气。对倾角较大巷道支管下架设托架。500m、1000m、1500m处各安装放水除渣器一台。600m、1200m、1800m处各安装隔爆沙箱一个。钢管部分安装一套喷粉抑爆装置和一台孔板流量计。三、14-1104工作面瓦斯抽放管路及排气路线：14-1104工作面管路系统：14-1104胶带顺槽→回风上山→回风大巷→瓦斯抽放泵站14-1104工作面抽放路线：14-1104工作面上隅角→14-1104工作面胶带顺槽→一采区回风上山→590回风大巷→瓦斯抽放泵站→回风大巷→总回风→回风立井→地面。见附图29：《14-1104工作面瓦斯抽放示意图》第十节矿压观测巷道掘进时，在工作面顺槽内每隔100m安装一组顶板离层指示仪进行矿压监测，并对观测数据及时进行分析处理。当掘进过程中遇特殊地质构造带、交岔点、开切眼等时及时安装顶板离层仪加强矿压监测。一、观测对象回采工作面支架、端头支架、两顺槽超前支护范围内的单体液压柱。掘进工作面锚杆（索）、两顺槽设置的顶板离层仪等。-99- 二、观测内容工作面支架初撑力、上下端头支架初撑力、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测、顶板离层监测以及支护质量动态监测巷道顶板离层量，底板相对移近量，锚杆、锚索的载荷及锚固力。三、观测方法1、安装矿山压力监测系统，在工作面支架安装压力监测系统主站、分站，实现对工作面支架的支撑力实时监测、压力数据传输、存储。（1）、液压支架工作阻力在线监测工作面每台支架前后立柱各安设一个传感器进行数据监测并传送到本架的电液控制器上，通过控制器对支架立柱压力进行收集，汇总反馈到控制台电脑显示器上，最后通过数据线传送到地面调度室。（在数据无法直接传输至地面时，每班应安排专人进行数据采集）（2）、液压支架工作阻力人工观察监控系统为了准确地指导和监测工作面支架的初撑力和工作阻力，支架除安装传感器外，每个支架安装了压力表，可以监控支架的前柱、后柱的初撑力和工作阻力。2、定期对锚杆（索）进行拉力测试。四、数据处理根据观测结果工程技术人员对工作面顶板活动规律、来压特征、支架受力特征、超前支承压力影响范围和分布特点以及支护质量进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。施工队组技术员严格按作业规程规定做好矿压监测，建立记录台帐（包括锚杆锚固力、预紧力抽检情况，表面位移测站、顶板离层仪变化情况），设专人记录，观测数据必须现场取得，真实有效，并对矿压观测结果进行整理、分析、存档。五、设计修改工程技术人员根据矿压观测结果进行整理、分析，优化支护设计。第十一节避灾路线所有入井人员必须经过安全知识培训，熟悉避灾路线及避灾方法，知道应急措施且能自救互救。-99- 发生以上灾害时，工作面所有人员必须严格遵守纪律，听从指挥，在本班跟班队长的组织和领导下沿规定的避灾路线撤离危险区域，在情况紧急时，可就近进入临时避难硐室和矿井永久避难硐室，等待救援。1、发生火灾或瓦斯、煤尘爆炸时，受灾害威胁的人员应迅速戴好自救器，遵循迎着新鲜风流走或尽快进入附近进风巷的原则。（1）胶带顺槽避火灾或瓦斯、煤尘爆炸路线：工作面→14-1104胶带顺槽→一采区轨道上山→590水平轨道大巷→井底车场→副井→地面。（2）轨道顺槽避火灾或瓦斯、煤尘爆炸路线：工作面→14-1104轨道顺槽→一采区轨道上山→590水平轨道大巷→井底车场→副井→地面。2、发生水灾时，根据所处的位置，遵循“水往低处流，人往高处走”的原则，视工作面涌水量大小，若水比较大，人员往采区最高点撤退等待救援；若水比较小，人员应首先就近进入回风大巷，从回风立井升井。（1）胶带顺槽避水灾路线：工作面→14-1104胶带顺槽→一采区回风上山→+590水平回风大巷→回风立井→地面（2）轨道顺槽避水灾路线：工作面→14-1104轨道顺槽→一采区回风上山→+590水平回风大巷→回风立井→地面见附图30：《14-1104工作面避灾路线图》-99- 第六章“六大”避险系统第一节安全监测监控系统安全监测监控系统详见第四章第八节内容，在此不再赘述。第二节井下人员定位系统人员定位考勤系统由煤炭科学研究总院承建，型号为KJ236，于2011年11月投入试运行。在各个人员出入井口、重点区域出入口、限制区域等地点设置分站10台，在各巷道分支处设置无线接收器32台，下井人员配置无线编码发射器720个。分站数据通过综合自动化环网平台传输到调度室监控主机，并与安全监管执法与决策系统联网，通过租用的10M专用光缆将数据上传至投资公司调度室。该系统具有双机热备、组网扩展、考勤管理、信息录入、人员轨迹和信息查询、地图及图形绘制、报警与紧急求救等功能。14-1104工作面两巷将全部覆盖，并将在两巷口安设有定位仪。第三节紧急避险系统一、避难硐室我矿永久避难硐室位于轨道大巷350m处，可容纳100人，有效防护时间≥120h。避难硐室系统由河南省济源市矿用电器有限责任公司与中国科学院武汉岩土力学研究所联合研制，主要包括安全防护系统、压缩空气幕和喷淋装置、供氧系统、空气净化及循环系统、制冷系统、环境监控系统、动力保障系统及其附属系统等。二、临时避难硐室14-1104工作面轨道、胶带顺槽各在1100m处施工一个临时避难所，规格为5m×5m，为14-1104工作面的作业人员提供紧急避难场所。-99- 第四节压风自救系统一、设计依据《防治煤与瓦斯突出规定》、《焦煤集团“一通三防”管理规范》二、风源地面压风机房安装3台SA-250A/0.85MPa螺杆式空气压缩机，单台排气量40.5m3/min，额定排气压力0.85MPa，配套10kV，250kW电动机，两台工作，一台备用，能够满足矿井压风需求。将风源引自一采区轨道上山压风管路，沿上下顺槽敷设。三、管路的选择及铺设1、压风管路上留设三通分支，并配齐阀门。各顺槽的三通分支的间隔距离不大于50m；遇到岔道口或硐室口应留设三通分支。2、压风管路应用统一加工的挂钩吊挂。压风管路与供水管路同钩吊挂时，供水管路在上，压风管路在下。3、压风管路应和电缆分别敷设在巷道的两侧。4、巷道内风管的铺设应满足设备、行人的安全需要；巷帮要预留出防止巷道变形损坏风管的间距。5、我矿压风系统主管路沿副立井向井下铺设，采用6寸管铺设。14-1104工作面轨道顺槽和胶带顺槽均采用4寸管敷设压风管路，输送到工作面各个地点。四、压风自救装置1、两顺槽压风自救系统装置安设在压风管路上，管路规格不小于Φ50mm。2、两顺槽距采掘工作面25～40m处、1000处、顺槽口各安装一组压风自救装置。每组压风自救装置可供5～8个人使用，平均每人供气量不得少于0.1m3/min。3、压风自救装置安设在顶板稳定、支护完好、巷道较宽敞、无片帮冒顶、无杂物堆积及无淋水的安全地点。压风自救装置必须吊挂牢固、平直，供气嘴距巷道底板高度为1.5m。4、压风自救装置必须安设在行人侧，前后2m范围内无杂物，确保人员到达压风自救场所路线畅通，行人侧宽度不小于0.5m。-99- 5、压风自救装置不得存在缺损（缺少阀门、阀门损坏或不起作用、无减压阀、自救袋破损长度超过5mm、漏气等）、出气量大小不一，手把灵活可靠，减压阀风量适中。6、压风自救必须挂牌管理，管理牌板固定在压风自救装置的同一侧，填写内容包括安装日期、责任人、安装地点、编号等。7、每班开工前班组长对压风自救系统进行完好检查，发现问题及时安排人员进行处理。8、压风自救系统必须正常连续供风，非维护人员不准擅自变动压风自救系统，不准私自停风。9、维护人员如发现有损坏、丢失、手把不灵活时，应及时到供应仓库领取新部件，并及时安装更换。10、建立压风自救管理台帐，维护工必须班班填清台帐，作好安装、拆除、移交记录。第五节供水施救系统一、供水系统原始资料矿井供水施救系统：水源一通过井下消防洒水管路引自地面生活用水管网（利用管道三通及闸阀切换），管道由副立井引入井下，加装闸阀和可调式减压阀送至避难硐室及移动救生舱。水源二是罐装纯净水，在避难硐室及移动救生舱中固定存放。井下选用淮北创奇设备有限公司生产的KGS-1型矿用供水装置。供水施救装置设在供水管路上，与压风自救装置一起设置于采掘工作面巷道内、撤离人员或警戒人员所在的位置以及回风巷道有人作业处。二、14-1104工作面供水施救系统14-1104工作面轨道巷铺设一趟4寸供水管路，全长约2300米，供工作面锚杆钻机冲水、轨道巷洒水管、煤层注水、掘进机喷雾用；14-1104工作面胶带巷采用4寸管路，全长约2300米，供转工作面锚杆钻机冲水、轨道巷洒水管、煤层注水、掘进机喷雾用。供水管路要吊挂整齐，不得影响行人和运输，管路要经常检修，防止跑冒滴漏，保证喷雾位置和方向符合要求，喷头齐全完好。1、供水线路：①地面→副立井→590运输大巷→一采区轨道上山→14-1104轨道顺槽-99- ②地面→副立井→590运输大巷→一采区轨道上山→14-1104胶带顺槽三、供水施救系统1、供水施救要求1）对于供水施救系统，应考虑在灾害发生时，地面能方便将自来水作为供水水源切换注入到井下供水管网。2）原则上为供水施救系统设置的支管的出水阀门处应有减压阀、过滤装置，以满足遇险人员使用需要。3）在压风自救设施、避难硐室、作业人员集中地处应安装供水阀门，避难硐室应提供过滤水装置，便于供避险人员使用。4）供水管路进入永久避难硐室应提供管路保护。5）供水施救系统应能在紧急情况下为避险人员供水并输送营养液提供条件。2、14-1104工作面供水施救系统安装的具体位置：两顺槽距采掘工作面25～40m处、1000处、顺槽口各安装一组压风自救装置。第六节通信、联络系统一、通讯系统掘进工作面距迎头30～50m范围内应安设电话，回采工作面距端头10～20m范围内应安装调度电话；采掘工作面的顺槽长度大于1000m时，在顺槽中部应安设调度电话。通讯设备的安装应规范、统一，方便使用。电话线的吊挂标准按机电运输统一化、规范化、精细化的要求执行。（1）掘进工作面调度电话延伸时，使用队组须提前报告调度室，由调度通信维护人员敷线延伸，特殊情况可由调度通信维护人员全程监督或协助生产队组。（2）综采工作面调度电话挪移时，在移系列车前一日报告调度室，由调度通信维护人员进行挪移，同时将通信线缆捆绑盘放、吊挂整齐，每500m回收一次，任何人不得擅自随意剪断通信电缆。通讯设备及线缆的管理与维护由调度负责，并保证通讯正常。二、照明系统-99- 在巷道开口处、运输顺槽、运输设备转载点安装127V矿用防爆灯，矿用防爆灯使用照明专用开关。综掘机前有照明灯，后有尾灯，电源由综掘机电控箱供出，电压24V。照明线缆的吊挂标准按机电运输统一化、规范化、精细化的要求执行。照明灯具及线缆的管理由施工队组负责日常维护和检修，保证照明正常。-99- 第七章技术经济指标一、掘进劳动组织表7—1劳动组织表工种甲班乙班丙班合计跟班队长1113班组长2226验收员1113掘进机司机2226清煤工1113胶带（刮板）输送机司机2226支护工62614修理工1719维护工1315送饭工1113合计18221858二、掘进技术经济指标表7-2主要技术经济指标表序号项目单位指标备注1胶带顺槽长度m23412轨道顺槽长度m22543工作面切眼m1804轨胶联络巷m1805胶带顺槽车场m406顺槽锚杆间、排距m0.8×1.07顺槽循环进度m1m8日进尺m10m9月进尺m275m10工效m/工0.1711油脂消耗Kg／m112截齿消耗个／m0.0113菱形网（钢筋网）m2／m11.55-99- 14锚索消耗根／m115锚杆消耗根／m1416工作制度采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。三、回采劳动组织表7—3劳动组织表序号工种甲班乙班丙班合计1跟班队干11132班组长22263采煤机司机22264支架工22265运输机、转载机司机22266控制台泵工11137泵站支架修理工12148采煤机维修工12149胶带输送机司机121410端头维护工222611超前支护工222612验收员111313送饭工111314电气检修工121415排水工222616合计22262270四、回采技术经济指标表7-4主要技术经济指标序号项目单位指标备注1工作面可采走向长度m22002倾斜长度m1803煤层厚度m1.8-4.1平均3.34m4煤层倾角°3～7°平均角度6°5平均采高m3.34-99- 6循环进度m0.87日循环个数个/日78循环产量T6589日产量T414510月产量T113988按27.5天计11日出勤工数个7012回采工效T/工5913坑木消耗M3/kt1.014截齿消耗个/万t3015抗磨油kg/万t3516乳化液kg/万t10017齿轮油kg/万t5018正规循环率%9019可采期月1620工作制度采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。-99- 第八章附件附图1：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案一）》附图2：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案二）》附图3：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案三）》附图4：《4-1煤层104、105、106工作面平面布置图（方案四）》附图5：《14-1104工作面平面布置图》附图6：《掘进机截割顺序图》附图7：《14-1104胶带顺槽断面支护图》附图8：《14-1104轨道顺槽断面支护图》附图9：《14-1104工作面切眼断面支护图》附图10：《14-1104胶带顺槽车场断面支护图》附图11：《14-1104轨胶联络巷断面支护图》附图12：《绞车硐室断面支护图》附图13：《油脂库、材料库断面支护图》附图14：《水仓平面布置示意图》附图15：《临时避难硐室断面支护示意图》附图16：《工作面斜切进刀示意图》附图17：《14-1104运输系统图》附图18：《14-1104两顺槽掘进期间通风系统示意图》附图19：《14-1104工作面回采期间通风系统示意图》附图20：《14-1104下顺槽掘进工作面供电系统图》附图21：《14-1104前期掘进设备布置图》附图22：《14-1104后期掘进设备布置图》附图23：《14-1104上顺槽掘进工作面供电系统图》附图24：《104综采工作面供电系统图》附图25：《14-1104综采工作面设备布置图》附图26：《14-1104工作面防尘隔爆设施示意图》附图27：《14-1104两顺槽掘进期间监控设备布置示意图》附图28：《14-1104工作面回采期间监控设备布置示意图》附图29：《14-1104工作面瓦斯抽放示意图》-99- 附图30：《14-1104工作面避灾路线图》-99-'