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'首采工作面开采设计方案第一章矿井概况第一节矿井基本情况一、开拓方式矿井斜井开拓，主斜井斜长274m，倾角16°50′29″，净断面9.6m2,装备PVG1250型整芯阻燃胶带提煤，同时担负辅助进风任务；副斜井斜长150m，倾角24°41′46″，净断面10.3m2，装备JK-2×1.5E单滚筒绞车，担负矿井辅助提升和主进风任务。斜风井斜长157.3m，倾角24°46′47″，净断面9.5m2，担负矿井回风任务。副斜井落底标高为+730m，故矿井水平标高为+730m。二、采区划分矿井划分三个采区，分别为一采区、二采区和三采区，其中一采区及首采区开采23号煤层，服务年限1.9年，二采区开采23-25号煤层，服务年限8.7年，三采区开采26号煤层，服务年限18.0年。三、提升系统1、主斜井：斜长274m，倾角16°50′29″，净断面9.6m2,装备PVG1250型整芯阻燃胶带。2、副斜井：斜长150m，倾角24°41′46″，净断面10.3m2，装备JK-2×1.5E单滚筒绞车。四、通风系统矿井采用中央并列式通风系统，副斜井进风，主斜井辅助进风，斜风井回风。斜风井装备FBCDZ№24型对旋轴流式风机2台，功率2×90KW。五、排水系统60 矿井井下采用集中式排水，在一采区下部+680m水平建主排水泵房，矿井水经敷设在轨道下山、采区轨道运输石门及副斜井中的排水管排至地面。主排水泵房选用了MD155-30´5型多级离心泵3台，正常涌水时1台工作，1台备用，1台检修，最大涌水时2台工作；配套电机YB315S—4电动机，功率110kW，电压660V，转速1480r/min。。六、矿井供电系统潘津矿井为双回路供电，主供电源引自35kV皮里青变电站，线路全长约8km，电压等级为35kV，导线型号为LGJ-95。矿井备用电源引自35kV达达木图变电站，线路全长约8km，电压等级为35kV，导线型号为LGJ-95。在矿井工业广场内北侧设一座35kV变电所，变电所为半室内布置，主变压器布置在室外，其余设备为室内布置。根据负荷统计，选用2台SZ11-6300/35，35±3X2.5%/10.5kV、6300kVA有载调压变压器，正常情况下两台主变压器分列运行。当一台主变故障时，另一台主变能带动全部负荷。地面35kV变电所以10kV向井下（2回）、主井提升（2回）、副井提升（2回）、压风机（2回）、生活区箱式变电所（1回）、动力变压器（2回）供电。七、六大系统情况1、矿井监测监控系统本矿井为瓦斯矿井，煤层易自燃，煤尘有爆炸危险性。矿井配备一套KJ95N型煤矿综合监控系统，分别对矿井提升、通风、压风、井下救生舱、采煤及掘进面的瓦斯等参数进行采集处理、超限报警断电、远方控制等。2、煤矿井下人员定位系统60 本矿井配备一套KJ69J型矿用人员定位监测系统，及时掌握井下人员的动态分布及作业情况，提高煤矿的安全生产能力。3、井下紧急避险系统根据本矿井的开拓布置，设计在井底设置1个永久避难硐室，工作面上下顺槽各设置1个临时避难硐室，永久避难硐室总容量为86人，容量大于最大班下井人数。4、矿井压风自救系统本矿井设计在井下建设有完善的压风自救系统。压风管路接至各救生舱、采煤工作面及掘进头等所有矿井采区避灾路线上，并采取保护措施，防止灾变破坏。5、矿井供水施救系统本矿井设计在井下设置有供水施救系统，发生事故紧急避难时的水源由井下消防洒水管供给，在灾变期间通过阀门切换由生活供水系统接入井下消防洒水管路，保证在矿难时有满足生活饮用水质标准的洁净水供给紧急避难时做饮用水水源。6、矿井通信联络系统本矿井设计有完善的通信联络系统。行政通信配备一台SH-3000型数字程控电话交换机，生产调度选用一套KT30型数字程控调度交换机，分别接至各用户地点，并采取保护措施，确保人员的使用畅通和安全。60 第二节采区概况一、采区位置及范围二采区开采的23-25号煤层平均厚度17.03m，上距22号煤层平均间距42.70m，23-25号煤层开采为+716～+550m，开采垂深166m。井田东西长1.335km，南北宽1.23km，面积约1.667km2。二、采区地质概况（一）地层区内地表大面积为第四系所覆盖。下伏地层只在局部地段出露。根据地表出露及钻孔揭露情况，将地层由老至新分述如下：1、三叠系中上统郝家沟组（T3h）地层厚度650～780m，平均厚度700m。上部为一套灰绿、灰、灰褐色的粉砂岩、泥岩及细砂岩，夹炭质泥岩薄层及薄煤线；粉砂岩及细砂岩中含菱铁质，局部含灰色粗砂岩及砂砾岩层。中部为一套灰褐、褐红、紫红色泥岩及粉砂岩层，夹灰绿色砂砾岩层。下部为一套暗红色泥岩及灰色薄层泥灰岩。该套地层与上覆侏罗系地层呈整合接触，在本区出露较少，零星出露于矿区北部。2、侏罗系中下统八道湾组下段（J1b1）地层厚度190～378m，平均厚度194m。地表无出露。岩性为一套浅灰厚层状粉砂岩为主，夹粗砂岩、细砂岩薄层，含煤3～4层，其中主要可采煤层为22、23-25、26号煤层（前人称A煤组），全区稳定发育，此段地层主要特征为上部22号煤层以上为一套河流相、滨湖相沉积，岩性较粗，主要为中、粗砂岩，以下为一套沼泽相沉积，较平稳的沉积环境，岩性细腻，泥质粉砂岩为主，底部以一厚层状灰白色中、细砂岩与下伏三叠系分界，呈整合接触。60 3、第四系上更新-全新统洪冲积物（Q3-4apl）地层厚度0～25m，平均厚度12m。区内广泛分布，为浅黄色，上部为风成亚砂土为主，具可塑性和吸水性，下部为冲洪积松散砂砾石层，分选差，次棱角状，透水性好。（二）构造矿区位于皮里青褶皱的翘起端，属脑盖图背斜南翼，呈一南倾的单斜构造，北部较陡20°～45°，南部较缓10°～12°。矿区西界外发育有f2平移断层，沿库勒萨依沟展布，为一高角度平移断层，本区地层相对北移上盘，平移断距100m左右，对区内煤层影响不大。井田构造总体上属简单构造。三、煤层与煤质（一）煤层全区可采煤层3层，自上而下分别编号为22、23-25、26号煤层，各可采煤层主要特征见表1-2-1。可采煤层主要特征表表1-1煤层编号煤厚两极值平均（点）夹矸层稳定性间距两极值平均（点）面积可采比（%）可采性221.96—5.703.90（5）较稳定39.06—47.8142.70（9）100全区分布23-2512.49—20.8717.03（9）1-6较稳定100全区分布1.79—3.522.74（9）2628.02—35.6830.42（9）0-2较稳定100全区分布1、22号煤层60 全区可采，全区5个孔均有控制，65-1孔火烧，废平硐有见煤点，见煤最低标高609.77m，煤层厚度变化较大，介于1.96～5.70m，平均厚度3.90m，无夹矸，属层位稳定的中厚煤层。与23-25号煤层间距39.06～47.81m，平均间距42.70m。2、23-25号煤层全区可采，区内钻孔和746水平巷通均有9个点控制，与26号煤层相伴产出，在本区间距较小，常常以组合的形态呈现（A组煤），控煤最低标高550.07m，煤层厚度为12.49～20.87m，平均17.03m，纯煤厚度11.75～20.48m，层位稳定，多数煤层结构简单，局部含夹矸1～2层，最高达到6层，总体属于较稳定的厚煤层。与26号煤层间距1.97～3.52m，平均间距2.74m。3、26号煤层全区可采，所有钻孔及巷道均有9个点控制，为本矿的主采煤层，控煤最低标高513.74m，煤层厚度28.02～35.68m，平均厚度30.42m，厚度稳定，结构简单，仅局部有1～2层夹矸，总体属巨厚煤层。（二）煤质1、物理性质和煤岩特征区内煤层颜色均呈黑及褐黑色，深褐色条痕，煤层为半坚硬（煤芯破碎不能测试硬度），具均一状条带状结构，多呈沥青光泽及玻璃光泽，呈贝壳状及平坦状断口，裂隙及节理发育。22、23-25、26号煤层平均视相对密度分别为1.26t/m3、1.28t/m3、1.23t/m3。各煤层煤岩组成均以亮煤暗煤组成，丝炭少量，宏观煤岩类型为亮型及半亮型煤。显微煤岩类型为微镜惰煤。镜质组反射率0.34～0.37%，平均0.35%，变质程度为0级阶段，属低变质阶段。2、煤的化学性质⑴水分（Mad）60 各煤层原煤空气干燥基水分为6.44%～8.26%，浮煤空气干燥基水分为5.47%～6.42%，属低水分煤层。⑵灰分（Ad）各煤层原煤干燥基灰分产率为6.54%～9.79%之间，浮煤干燥基灰分产率为3.18～5.16%，属特低灰煤层。⑶挥发分（Vdaf）各煤层原煤干燥无灰基挥发分产率为39.64%～42.08%，浮煤干燥无灰基挥发分产率为39.52%～41.89%，属高挥发分煤层。⑷元素分析各煤层原煤元素含量均以干燥无灰基碳元素（Cdaf）含量为主要成份，含量在77.64%～79.17%之间，其次为干燥无灰基氧加硫元素（Odaf+Sdaf）含量，其含量在15.47%～16.34%之间，氢元素（Hdaf）含量在4.56%～4.89%之间，氮元素（Ndaf）少量，含量在1.27%～1.36%之间。⑸有害元素煤层有害元素主要包括硫、磷、氟、砷、氯等元素，分述如下：硫：原煤干基全硫（St,d）含量在0.39%～0.42%之间，属特低硫-低硫煤。磷：原煤干燥基磷（Pd）含量在0.015%～0.046%之间，属低磷煤。氯：原煤干燥基氯（Cld）含量在0.053-0.107%之间，属低氯煤。氟：原煤空气干燥基（Fad）含量在44～67ug/g之间，属低氟煤。砷：原煤空气干燥基砷（As,ad）含量在1～2ug/g之间，属一级含砷煤。3、煤炭产品用途本区可采煤层属厚～巨厚煤层，结构简单～中等，层位稳定，煤质好，有害元素含量较低，发热量较高，为良好的煤化工用煤及工业动力用煤，主要为化工产业原料之一。60 四、水文地质本区位于伊宁盆地北缘，地貌特征以中低山丘陵为主，属丘陵草原地带，地貌类型兼有构造剥蚀地貌和流水冲蚀地貌的特征，地势北高南低。西邻的库勒萨依沟为季节性冲沟，丰水季节时具流水，流量受控于大气降水，枯水期居多。区内有基岩出露，大部为烘烤火烧。海拔高程780-980米，相对高差200米，冲沟南北向，切割深度1～3米。本区属北暖温带大陆性干旱气候，受伊犁盆地天山南北气候的复合影响，雨季在七、八月份，具蒸发量大，降水量少，当大气降水丰沛时，由北向南形成短暂水体，多汇集在冲沟，排泄出矿区，其中西侧的库勒萨依沟为最大排泄通道。本区地质构造基本为弧形单斜构造，地层有侏罗系下统的八道湾组下段地层和第四系地层，浅部基岩或裸露区风化裂隙发育，有利用于接受大气降水垂直入渗补给，形成了基岩地下水顺南部单斜地层向深部或向盆地汇集的总趋势。1、含水层及隔水层⑴含水层和隔水层特征根据岩性组合、含水性质、富水特征等因素，将井田内地层由新至老划分为4个含水岩组，现分述如下：①第四系孔隙含水层主要分布于近南北条带状的库勒萨依沟中，由松散冲洪积砂砾、砂岩层组成，厚度0～25m，枯水季节时层中有潜流，含水丰富，根据抽水试验工作，其单位涌水量0.47升/秒·米，渗透系数3.01米/日。②第四系透水不含水层60 广泛分布于全区，上部为风成亚砂土及坡积物，下部砂砾石组成，为松散堆积，透水性好，由于空间位置处于当地最低侵蚀水准面以上，虽接受大气降水，但不具备储水条件，为透水不含水层。③火烧区含水层本区煤层有不同程度火烧，其烧变岩钻孔垂深在19～80m内。钻孔在揭穿火烧区时，裂隙较为发育，冲洗液大量消耗，岩性松散。根据钻孔简易水位观测，在地下水位垂深6.20～81.05m时，大部分烧变岩都位于水位之上，即大部分火烧区根据当地侵蚀水准面分为透水层和含水层，富水性差异较大，其主要受控于大气降水及地理位置，在地形切割较深处排泄。该含水层基本分布库勒萨依沟以东阶地上，基本与第四系含水层相沟通，地下水位趋于一致。④八道湾组下段孔隙裂隙弱含水层组包括各煤组及其顶底板各岩层，为矿床直接充水含水组。下部主要为粉砂岩、砂质泥岩夹23～25、26煤层，一般厚度190～378m，平均194m，上部主要为中细粒砂岩夹泥岩等。本含水层富水性较弱，主要接受大气降水在露头处入渗补给，在含煤系地层抽水实验中，其单位涌水量为0.0242升/秒·米，渗透系数0.0647米/日，为弱含水层。⑵含煤地层水文地质条件通过抽水试验工作，对含煤系地层水文地质条件及富水性进行确定，含煤地层水文地质条件简单，富水性弱，含煤系煤组地段中，渗透系数0.0647米/日。60 由上可知，煤矿下侏罗系各碎屑岩类含水组富水性均较微弱。地表第四纪松散砂砾覆盖层缺乏补给源，依赖大气降水入渗，属透水不含水的岩层。八道湾组地层粗碎屑岩较多，接受以覆盖层为转换的孔隙水渗透，但由于底部较厚的泥岩类相对隔水层的存在，不易产生越流补给。八道湾组为矿床直接充水含水组，其上部与下部性组合具有明显的河流沉积特点，砂体多呈透镜状产在泥质岩石中，孔隙连通性有限；中部属湖沼相沉积，煤层分布集中，砂岩层薄而不稳定，渗透性能差。地下水化学特征为硫酸盐、氧化物—钾+钠、钙型水，PH值为7.90，矿化度为4720毫克/升，为弱碱性水，总硬度为1150.60（CaCO3mg/l）的硬水。井下观测未见明显涌水现象。据调查，矿井地下水主要沿煤层渗出，原生产主井每昼夜排水量约120-290立方米，矿井排放水主要来自746水平北部巷道，其原因主要为浅部煤层采空后，暴露出地表废弃矿井及塌陷坑，直接接受大气降水的补给，沿煤岩层进行层间入渗。⑶地下水与地表水及含水层的水力联系①地下水与地表水的水力联系区内无常年流动的地表水流，但大气降水、融雪水可形成暂时性地表水流补给地下水，由于区内地势均有起伏，不利于地表水的汇集和形成，地下水与地表水之间水力联系不密切。距调查，在原主井以北周围已形成有采空塌陷坑，从地表所形成的冲沟分析，地表水汇入坑内，即大气降水通过塌陷坑直接补给含煤系地层，这就造成原采空区已成为“贮水库”。②各含水层之间水力联系第四系透水层和火烧区透水层，通过孔隙、裂隙接受大气降水、雪融水入渗补给各自的含水层，同时补给含煤系地层，最终水位趋于一致。八道湾组和第四系两含水层（隔水层），分别与以缓倾斜地层状态呈不整合接触，岩性以泥质粉砂岩、炭质泥岩、细砂岩为主，胶结好，完整坚硬，相对隔水层的厚度较大，本身富水性较弱，第四系含水层通过破碎裂隙、孔隙、风化面进行补给地下水。⑷地下水的补充、径流和排泄条件①地下水的补给来源60 本矿区处于水文地质单元的补给区，煤层露头所处的地理位置、地形标高地815～835m，主要为入渗补给，低凹积水区也为主要补给源，库勒萨依冲沟横切于地层走向，为季节水流，流经沟内时间短，但坡度较大，对区内的地层补给较弱，故地表水体或季节水流对区内地层补给性较差，含煤系地层和煤层露头在本区均有出露，且覆盖层较薄，是接受大气降水的主要补给来源，但由于降水量小，蒸发量大，使降水主要消耗在蒸发上，但含水层透水性较差，又有多层隔水层存在，从本次勘探钻孔和各井口排水量进一步证实，从北向南，涌水量逐渐变小，其补给源主要在矿区北部和煤层露头附近。②地下水的运移：区内地下水受构造形态及沉积相变的控制和制约，地层向南倾呈单斜构造，地下水沿此方向运移，浅部迳流较为迅速，到了深部变缓甚至成为滞流，总体从北向南迳流。③地下水的排泄区内地下水的排泄部分运移出南部矿界外，区内主要表现为生产矿井及小窑的抽排，由于各含水层富水性较弱，矿井的抽排形成较为相对独立的水文地质单元，其特点7～9月份地下水补给、迳流和排泄较为明显和强烈，而冬季较小。2、充水因素火烧区积水、塌陷坑及采空区积水是未来矿坑充水的主要因素。本区矿井未曾发生大的水患事故，但在未来矿井的开发建设，应保持足够重视，特别是未来的冒落区、火烧区，冲沟通过区段，给予高度重视，以防洪水，与老硐和旧矿的积水溃入矿坑，在生产中加强管理，避免水患事故发生。3、矿井水文地质类型60 根据前面所述，矿区位于同一水文地质单元的补给迳流区，只有第四系冲洪积砂砾石孔隙含水层、平移断层带和火烧区富水性较强，但是主要分布于冲沟等局部地段，形不成大面积的地下强迳流场，而其余各含水层的富水性均相对较弱，单位涌水量小于0.1l/s·m。因此，矿区水文地质条件简单，但是由于局部地段受断层、火烧区、塌陷区及地表水流等因素的影响，水文地质条件略显复杂，故矿区水文地质条件综合为中等的孔隙-裂隙水类型。60 第二章采煤方法第一节开采技术条件一、瓦斯1、矿井瓦斯根据钻孔煤芯瓦斯样测定，本矿井煤层瓦斯分带为二氧化碳－氮气带，瓦斯成分CH4一般在0～8.02%，CO2一般在0.50%～13.88%，而氮气含量在91.36%～99.49%之间。煤层瓦斯样测定成果详见表2-1。煤层瓦斯样测定成果表表2-1采样地点煤层编号采样深度(m)瓦斯成份（%）瓦斯含量(%)瓦斯分带CH4CO2N2CH4CO265-12681.49-81.690.0013.8886.120.000.239CO2－N2矿井26746水平8.028.8483.140.000.124CO2－N22-126287.2-287.400.003.7096.290.000.205CO2－N22-123-25274.20-274.400.003.7496.290.000.162CO2－N23-223-25360.60-360.800.000.5099.490.000.261CO2－N23-222273.00-273.200.008.6491.360.000.179CO2－N22007年9月矿井作了瓦斯等级鉴定，2008年1月24日新疆煤炭工业管理局对其进行了批复，矿井瓦斯相对涌出量为4.08m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.41m3/t，矿井为低瓦斯矿井。根据二采区矿建掘进工作面实际情况，我矿的各种瓦斯监测仪器均没有检测出瓦斯。二、煤尘爆炸性60 井田内可采煤层均取样进行了煤尘爆炸性试验，经过化验测试，火焰长度300～400mm，抑爆岩粉量75～85%，各煤尘均有爆炸性。爆炸性试验测试成果见表2-2。煤尘爆炸试验成果表表2-2煤层编号工业分析（%）爆炸试验爆炸性结论备注水分M.ad灰份A.d挥发份V.daf火焰长度cm岩粉量%228.528.7240.05＞40080-85有爆炸性23-258.1212.2141.24300-40075-85有爆炸性267.346.4342.17＞40085-90有爆炸性三、煤的自燃倾向性井田内可采煤层均取样进行了煤层自燃试验，经过化验测试，各煤层属易自燃煤层。自燃试验测试成果见表2-3。自燃倾向等级表表2-3煤层编号煤类氧化样T3℃原样T2℃还原样T1℃△T℃氧化度（%）自燃倾向等级22长焰煤不粘结煤2723043043912.40易自燃23-25长焰煤2733013053117.10易自燃26长焰煤2713043083515.00易自燃四、地温根据勘探报告，井下温度无异常点，对3-2、3-1、1-1钻孔进行了井温测试，根据井温资料，恒温带≤50m左右，其下为增温带，地温梯度约在1.1～1.2℃/hm。在施工钻孔中，泥浆冲洗液温度也未发生明显变化。五、矿井涌水量预计勘探报告预计矿井正常涌水量为1027.63m360 /d，未提供矿井最大涌水量。为了更好地指导矿井设计和生产，2012年5月河南省煤炭地质勘察研究院编制了《新疆伊宁县潘津乡工业煤矿水文地质调查报告》，报告对矿井涌水量重新进行了预算，预计矿井正常涌水量为1000m3/d（41.67m3/h），最大涌水量为2400m3/d（100m3/h）。本次设计以调查报告预计的涌水量作为设计依据。根据现矿井日常涌水量观测，矿井正常涌水量63.2m3/h。六、煤层顶底板条件1、煤层顶、底板岩性特征22号煤层：顶板为粉砂岩、细砂岩，为半坚硬岩层，灰色粉砂岩为直接顶板，胶结致密，性脆，细砂岩顶板胶结好。底板为粉砂岩，为半坚硬岩层，钙泥质胶结，致密、性脆。23-25号煤层：顶板为粉砂岩，泥质胶结、致密、胶结好，为半坚硬岩层、性脆，该煤层与26号煤层之间夹平均厚度2.70m左右的深灰色粉砂岩，致密、泥质胶结，具裂隙，岩层硬度接近软弱岩层。26号煤层：上部直接与23-25相接触，常呈组合形态，类似于夹矸较厚的粉砂岩，煤矿往往一同并开采，其夹层不作为煤层顶板来对待。底板为深灰色泥质粉砂岩，层理发育，胶结程度较好，为中等完整的底板。2、煤层顶、底板稳固性井田内可采煤层顶、底板岩石均以粉砂岩类为主，根据煤层顶、底板岩石物理力学试验测试，天然状态下，煤层顶板单项抗压强度在11.00～34.70Mpa之间，底板在8.60～21.60Mpa之间，饱和状态下，煤层顶板单项抗压强度在0.30～7.50Mpa之间，底板在0.50～12.00Mpa之间。从测试结果表明，可采煤层顶、底板均为软弱岩石，稳固性差，其裂隙发育，易沿裂隙产生开裂或侧向胀裂。据钻孔统计，主采煤层顶、底板RQD值都较低，易破碎，2260 煤层顶、底分别为56%、52%，23-25煤层顶分别为52%、26煤层底板64%，为岩体完整性中等顶、底板。第二节采区生产能力及服务年限一、采区资源储量1、保有地质资源储量二采区工业资源/储量＝（331）＋（332）＋（333）＝1157.5＋383.28＋6.71＝1547.49万t。2、各类永久煤柱⑴井田边界煤柱本井田煤系主要含水层富水性较弱，水文地质条件中等。根据《煤矿防治水规定》，采用垂直法留设，设计对井田边界每侧留设宽20m的保护煤柱。煤柱损失62.5万t。⑵采空区防隔水煤柱矿井+746m水平以上23-25、26号煤层已开采，为防止采空区对设计开采范围的影响，23-25、26号煤层采空区应留设防隔水煤柱。根据《煤矿防治水规定》，防隔水煤柱垂高应大于或等于导水裂隙带的最大高度与保护层高度之和。设计以采空区下部范围为界留设垂高30m（斜长52m）的防隔水煤柱。煤柱损失84.8万t。⑶井筒及工业场地煤柱井筒及工业场地煤柱按岩层移动角留设。根据附近矿区的经验数据，岩层移动角参数选取如下：表土层移动角φ=45°，基岩上山移动角γ=70°、下山移动角β=70º-0.7α、走向移动角δ=70°。根据上述参数，采用垂线法计算。煤柱损失41.2万t。3、采区回采率60 本井田可采煤层煤层均为厚煤层，根据《煤炭工业矿井设计规范》要求，采区回采率取75%。4、采区保有工业资源储量保有工业资源储量为保有资源储量中探明的、控制的资源储量和推断的资源储量乘以可信度系数0.9后的储量。采区保有工业资源储量=（331）＋（332）＋（333）×0.9=1157.5＋383.28＋6.71×0.9=1546.8（万t）5、矿井设计可采储量采区设计可采储量为矿井工业资源量减去各类永久煤柱工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率所得储量。计算二采区共获得可采储量1018.7万t。可采储量详见表2-4。采区地质与可采储量表表2-4煤层保有资源储量（万t）保有工业储量（万t）永久煤柱损失（万t）设计资源储量（万t）开采损失（万t）可采储量（万t）23-25号煤层1547.491546.8188.51358.3339.61018.7二、矿井工作制度矿井年工作日为330d，井下每天三班作业，两班生产，一班准备，每天净提升时间为16h。三、采区设计生产能力及服务年限采区可采储量1018.7万吨，采区设计生产能力为0.9Mt/a，采用储量备用系数1.3，则本采区服务年限为8.7年。第三节　采煤方法的选择根据采区内2360 ～25号煤层的赋存特征、煤层厚度、煤层结构、顶底板岩性、矿井的生产能力以及其他开采条件等综合因素，设计认为：2303工作面走向范围内可采23～25号煤层厚度12.49～20.87m，平均17.03m，为厚煤层，适合的采煤方法有两种：放顶煤一次采全高和分层开采，设计分析比较如下：考虑到分层采煤虽然技术比较成熟，煤炭回收率高，但也存在：（1）由于自动铺网装置和工艺技术没有取得重大突破，从而制约了工作面设备能力的发挥；（2）分层开采需要大量增加铺网人员，工作面工序复杂、辅助作业时间增加，存在着工作面效率低、产量低、掘进率高、巷道维护费用高；（3）开采下分层时工作面端头维护困难、事故多等诸多缺点，严重制约工作面设备能力；（4）由于揭露煤层次数的增加，加大了采空区丢煤与空气的接触时间，煤层更易自燃发火，不利于矿井的安全生产。所以，我矿首选23～25号煤层采用放顶煤走向长臂采煤法，采用全部垮落法管理顶板。同时，根据周边类似矿井和国内同等类似煤厚工作面采用综采放顶煤回采工艺，工作面宽度80m，走向推进长度约1283m，开采面积约10264km2。采煤机割煤高度4.8m，放顶煤高度为12.23m，回采工作面的循环作业方式采用“两刀一放”，放煤步距1.2m，日循环2个。根据生产经验，该工作面最大日产量可达3524t，工作面顶煤回收率在80％，工作面回采率基本在84.2％左右。根据原小煤矿已开采工作面实际生产经验以及周边类似矿井生产经验，设计2303工作面采用综采放顶煤回采工艺可行。第四节　综采放顶煤开采技术条件分析60 由于放顶煤主要是利用矿山压力破煤，因此，顶煤冒放性的难易程度是放顶煤成功与否的关键，影响顶煤冒放性的因素主要有煤层赋存深度、煤体的强度、裂隙发育程度、煤层结构、夹矸层位置和厚度、煤层的厚度以及顶板条件等。一、采煤高度分析采放比影响着顶煤冒落充分松散与否的空间条件，实践证明采放比在1：1左右时有利于顶煤的冒放和回收率的提高。根据采区内23～25号煤层的赋存特征、煤层厚度、煤层结构、顶底板岩性、矿井的生产能力以及其他开采条件等综合因素，结合临近矿井类似煤层和原小煤窑实际开采经验、技术，在采取一定措施加强原煤回采管理、瓦斯管理、顶板管理的情况下设计2303工作面采用放顶煤一次采全高具有较强的可行性，23～25号煤平均厚度为17.03m，工作面割煤高度分别取4.8m，采放比为1:2.5。通过原小煤矿已开采工作面实际生产经验分析，同时类比本矿井周边小型矿井的生产经验，本矿井煤层具有冒放性。二、顶、底板物理力学性质井田内可采煤层顶、底板岩石均以粉砂岩类为主，根据煤层顶、底板岩石物理力学试验测试，天然状态下，煤层顶板单项抗压强度在11.00～34.70Mpa之间，底板在8.60～21.60Mpa之间，饱和状态下，煤层顶板单项抗压强度在0.30～7.50Mpa之间，底板在0.50～12.00Mpa之间。属于易软化的软弱岩石，稳固性差，其裂隙发育，易沿裂隙产生开裂或侧向胀裂。三、煤层埋深根据本矿井煤层赋存深度，煤层埋深约为100～250m，2303工作面大部分煤层埋藏较深。四、地质构造影响分析井田呈一南倾的单斜构造，北部较陡20°～45°，根据矿井掘进实际揭露情况背部最大坡度为21°。南部较缓10°～12°。矿区西界外发育有60 f2平移断层，沿库勒萨依沟展布，为一高角度平移断层，对区内煤层影响不大。井田构造总体上属简单构造。第五节　冒放性分析一、顶煤的冒放性分析顶煤冒放性是确定放顶煤工艺开采成功与否的关键性因素，放顶煤开采成功与否就是顶煤能否顺利放出，因此放顶煤采煤法的前提是顶煤应具有较好的冒放性。顶煤的冒放性是指煤层顶部煤体在支承压力作用下冒落和放出的难易程度，亦即顶煤冒落特性和放出特性的总和。影响顶煤冒放性的因素很多，主要与煤层赋存条件、煤及顶板的力学性质、煤层节理发育状况及夹矸层特性等因素有关。1、煤层埋藏深度煤层赋存深度（H）直接影响着原岩应力（rH）大小，同时也影响着回采工作面四周围岩内支撑压力峰值（krH）的大小。煤层埋深越大，工作面煤壁前方顶煤受超前支撑压力越大，越易预先发生变形、破碎直至松散，是顶煤能否放出的先决条件。理论研究表明，在不考虑构造应力场的情况下，顶煤发生破坏的临界赋存深度与煤层的单向抗压强度有密切关系，即煤层的单向抗压强度一定时，煤层埋深大于临界值越多，顶煤冒放效果越好。23-25号煤层埋深约为100～250m，煤层埋藏较深，预计具有较好的冒放性。2、煤层强度对顶煤冒放性的影响分析煤层强度是煤层本身抗破坏能力的主要指标，影响着顶煤在压力作用下破坏的过程和程度，与顶煤跨落角有密切的关系，即煤层强度越大，顶煤跨落角就越小，顶煤冒放性就越差，反之则较好。根据地质资料，23-25号煤层为半坚硬，强度不大，因此预计二采区顶煤将会顺利破坏而冒落。60 3、煤层结构煤层夹矸对顶煤的冒放性影响比较复杂，其影响程度与夹矸的硬度、厚度、层数及赋存位置有关。对于比较软的夹矸层，它成了煤层的弱面，而比较硬的夹矸则成了顶煤中的“骨架”，使顶煤强度增加，夹矸越硬、越厚，顶煤就越难冒放。根据地质报告，23-25号煤层结构简单，局部含1～6层夹矸，夹矸厚度和硬度都比较小。夹矸对用放顶煤开采影响不大。4、煤层节理节理、裂隙发育的煤层完整性较差，顶煤在支撑压力的作用下，易于破坏破碎，裂隙越密集，顶煤冒放性越好。根据地质报告，23-25号煤层成贝壳状及平坦状断口，裂隙及节理发育，有利于顶煤的冒放。5、顶板岩性本矿井可采煤层顶、底板岩石均以粉砂岩类为主，各煤层的顶底板岩石饱和状态下抗压强度及其它力学指标均较差，属于易软化的软弱岩石，稳固性差，其裂隙发育，易沿裂隙产生开裂或侧向胀裂。根据煤层的顶底板情况，开采时有利于顶板的随采随冒。综上所述，井田内23-25号煤层顶板岩石力学性质以软弱～半坚硬为主，工程地质条件中等。煤层直接顶板对顶煤的冒放性形成有利条件。二、工作面顶煤冒放性评述通过原小煤矿已开采工作面实际生产经验分析，同时类比本矿井周边小型矿井的生产经验，井下采用综采放顶煤一次采全高开采的工作面顶煤放落情况看，当顶煤初次垮落时，在距煤壁水平距离约6m以外范围的顶煤全部垮落，基本不存在滞后现象；当直接顶发生初次垮落时，顶煤基本是随采随冒，不存在滞后垮落；当基本顶发生初次垮落时及其之后，顶煤冒落状况依然良好，基本不存在滞后垮落的情况。60 理论和实践均证明，本矿井开采23～25号煤层采用一次采全高放顶煤采煤方法是可行的。60 第三章工作面布置第一节工作面概况一、工作面位置设计本矿井工作面为二采区2303首采工作面，位于23-25号煤层中部。工作面位置关系：工作面东侧为井田保护煤柱，西侧为采区下山保护煤柱，南侧为未采动实体煤，北侧为未采动实体煤。工作面宽度80m，走向长度约1283m，开采面积约102640km2。二、煤层赋存条件及结构二采区开采的23-25号煤层全区可采，大部分结构简单，夹矸1～6层，煤厚12.49～20.87m，平均厚度17.03m，属较稳定的厚煤层，上距23号煤层平均间距42.70m，下距26号煤层平局间距2.74m。煤层倾角在16°～20°之间，属缓倾斜～倾斜煤层，煤层浅部倾角大，随着深度的增加煤层倾角逐渐变缓。煤层顶底板岩石均以粉砂岩类为主，属于易软化的软弱岩石，稳固性差，其裂隙发育，易沿裂隙产生开裂或侧向胀裂。本矿井属瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，煤层易自燃。三、工作面回采煤量及可采期根据2303回采巷道及开切眼所圈定的范围及煤层厚度，设计估算2303工作面的可采煤量约为1.85Mt。2303回采工作面可采期可根据下列公式计算：T=Z×C/A式中：T—可采期，a；Z—工作面可采煤量，Mt；A—设计生产能力，Mt/a；60 C—设计工作面回采率，取82.5%。代入数据可得，2303回采工作面可采期为1.7a。第二节工作面巷道布置一、工作面巷道布置根据综采放顶煤回采工作面巷道一般布置情况，顺槽采用单巷布置，后退式开采，共布置有2条顺槽巷道，其中一条为2303胶带运输顺槽，巷道内装备顺槽可伸缩胶带输送机运输煤炭，敷设有消防洒水管路，兼作回风和工作面人员行进的通道；另外一条为2303轨运顺槽，为工作面的进风巷，敷设有消防洒水、注浆、注氮管路、照明、通讯及信号电缆，作为工作面设备及材料的运输通道，兼作工作面进风和工作面人员行进的通道。2303工作面上、下顺槽均布置在23～25号煤层当中，且2303轨运顺槽沿煤层底板掘进，2303轨运顺槽均与23～25号煤采区胶带下山、轨道下山相通；2303运输顺槽23～25号煤采区胶带下山、回风下山相通，并与23～25号煤采区轨道下山联通。形成工作面正常生产所需的运输、通风、行人以及检修等系统。二、工作面长度1、工作面走向长度由于采区下山的位置已定，工作面巷道布置自下山至2303开切眼，工作面至设备撤出巷的距离平均为1283m，即是工作面的走向长度。2、工作面长度工作面长度主要和地质条件、设备能力、生产管理和技术水平等密切相关，合理的工作面长度和合理的工作面推进度的组合是保证工作面产量和采出率最主要的因素。工作面长度同时也应与整个矿井和采区布置有关，潘津工业煤矿23～25号煤采区内设计可布置7个综放工作面，分别为：2301、2302、2303、60 2304、2305、2306、2307工作面工作面平均设计长度80m。第三节巷道掘进一、巷道支护形式经综合考虑大型设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务时间等因素，确定工作面巷道断面形状采用矩形，支护方式采用锚（索）网钢筋梯支护；开切眼断面形状采用矩形，支护方式采用锚索、锚杆及支柱支护。二、工作面巷道主要断面参数1、胶带顺槽2303胶带顺槽采用矩形断面，断面净宽3400mm，净高2600mm，净断面积8.84m2，采用锚网索支护+钢筋梯；局部过断层及破碎段采用架工字钢棚支护。顺槽内铺设带宽B=1000mm可伸缩胶带输送机，型号为SSJ1000/2×160，可伸缩胶带输送机在顺槽内侧布置，用于工作面的煤炭运输。顺槽内敷设动力、信号通讯等电缆，以及消防洒水管路、压风管路、以及顺槽水仓排水管路。2、轨道顺槽2303轨道顺槽采用矩形断面，断面净宽3400mm，净高2700mm，净断面积9.18m2，采用锚网索支护+钢筋梯；局部过断层及破碎段采用架工字钢棚支护。工作面端头150～200m附近，铺设有轨距600mm，23kg/m的轨道，通过SQ80/75WY型无极绳绞车牵引设备列车运输工作面移动变压器、乳化液泵站、喷雾泵站等。顺槽内敷设有动力、照明、信号电缆及消防洒水管、压风、注浆、注氮管以及顺槽水窝排水管路。3、开切眼60 2303工作面开切眼沿23～25号煤层底板掘进，巷道断面为矩形，采用锚网索+钢筋梯支护，巷道内加支液压支柱作为临时支护。主要用于回采工作面综采设备的安装。根据设备安装需要，切眼净宽6500mm，净高2800mm，净断面积18.2m2。4、其它巷道除工作面胶带运输巷、轨道运输巷、工作面开切眼外按其功能和要求，设计给出下列断面尺寸。工作面主要巷道断面特征表见表31。工作面主要巷道断面特征表表3-1序号巷道名称断面形状断面尺寸(mm)支护方式掘进断面（m2）净宽净高1胶带顺槽矩形34002600锚网索+钢筋梯8.842轨道顺槽矩形34002700锚网索+钢筋梯9.183开切眼矩形65002800锚网索+钢筋梯+支柱18.260 第四章综采放顶煤工艺参数第一节采放比根据煤矿安全规程第六十八条：采用放顶煤开采时，采放比大于1：3的严禁采用放顶煤开采。国家煤矿安全监察局综合司（技术装备司）有关负责人对此条文进行了解释：“采放比1：3是指，假设工作面采高为3.0m，则一次采放煤的厚度最大为12.0m。如果采放比过大，一方面难以保证放出的煤量，损失的资源量较大；另一方面，瓦斯涌出、矿山压力等方面的问题也难以有效控制，容易造成瓦斯超限和顶板事故”。根据以上要求，设计综采放顶煤工作面的采放比原则上应小于1：3。另：根据采区内23～25号煤层的赋存特征、煤层厚度、煤层结构、顶底板岩性、矿井的生产能力以及其他开采条件等综合因素，结合临近矿井类似煤层和原小煤窑实际开采经验、技术，在采取一定措施加强原煤回采管理、瓦斯管理、顶板管理的情况下设计2303工作面采用放顶煤一次采全高具有较强的可行性。一、割煤高度割煤高度的确定主要由以下三个方面考虑：1、有利于选型采煤机有合适的割煤高度和速度，提高采煤效率；2、能满足工作面通风要求；3、工作面有合理的作业空间。目前我国大部分综放工作面机采高度在2.5～3.8m左右，也是采煤机机型最多的高度区间。但也有厚煤层机采高度在4.5～5m的大型矿井。本矿井是一座年产0.9Mt的矿井，23～25号煤综采放顶煤工作面产能要求达到0.9Mt，根剧我矿23～25号煤煤层厚度考虑选用方案一割煤高度2.8m则严重违反了煤矿安全规程第六十八条：采用放顶煤开采时，采放比大于1：3的严禁采用放顶煤开采工艺外，且降低了工作面的安全性60 ，跟降低了顶煤的回采率。因此此方案设计采放比确定为1:3内，制定出23～25号煤割煤高度为4.8m,结合我矿现有设备情形已满足不了此机采高度，因此需对我矿采煤机、液压支架、前后部刮板运输机、装载机、破碎机和胶带运输机重新选型。二、放煤高度放煤高度即由采煤高度减去割煤高度得出。由于煤层厚度变化的因素存在，放煤高度也有变化。2303工作面平均煤厚17.03m（根据2303工作面顺槽巷道揭露），平均割煤高度按4.8m计，则平均放煤高度为12.23m。三、采放比综采放顶煤采煤工艺实现安全高效最主要的是在保证安全生产的前提下，以较低的能源动力消耗，采出合适的煤量，并能保证顶煤能够顺利放出和回收。2303工作面平均割煤高度4.8m计，平均放煤高度为12.23m，采放比为1：2.5。第二节　放煤步距目前我国综放工作面放煤工艺一般采用“一采一放”和“两采一放”的放煤模式，放煤工艺与采煤机截深即一次拉移支架的距离有很大的关系，放煤步距过大会造成采出率的下降，过小则会造成含矸率的增高，合理的放煤工艺是保证工作面高产高效的重要一环。一、椭球体假说目前综采放顶煤理论多是依据放矿理论解释放顶煤工艺的。根据放矿理论，矿石从采场内是按近似椭球体形状流出来的，即原来所占的空间为一个旋转的椭球体，在放矿过程中形成的椭球体叫放出椭球体，如图4-2-160 中1所示；停止扩展最终形成的椭球体为松动椭球体3；放矿后形成漏斗2和移动漏斗4。图4-2-1　椭球体形成示意图放煤时椭球体成形示意图见图4-2-2。由椭球体理论可知：⑴放煤步距太小时，则会有矸石混入。见图4-2-3；⑵放煤步距太大时，放煤有余煤留下。见图4-2-4；⑶放煤步距合适时，放煤效果较好。见图4-2-5。由于放煤时松散碎煤有限，放出体前方的煤体破碎不充分，后方的采空区有垮落的矸石，椭球体长轴偏向采空区，部分煤暂时放不出来，为停滞区；部分煤放不出来，为死角区。因此确定放煤步距的原则是：放出范围内的煤充分破碎，采出率高，含矸率低；所以，放煤步距不能大，也不能小；放煤步距过大则会在采空区侧有大量的煤放不出来，过小则使后方矸石混入煤中，以为已经放完煤了，反而降低了采出率。60 如果放煤步距合适，放煤口的煤充分破碎，则会形成较理想的椭球体，利用顶煤的放出。图4-2-2　放煤时椭球体成形示意图60 60 60 60 二、放煤步距的确定按照采煤机截深0.6m计算，则一采一放的放煤步距就是0.6m，两采一放的放煤步距为1.2m。理想的放煤步距是与放顶煤高度相匹配，一般采用下述经验公式来计算：d＝（0.15～0.2）h式中：d——放煤步距，m；h——放煤高度，m。按照采煤机采煤高度4.8m，则平均放煤高度为12.23m，计算得出合理的放煤步距为1.8～2.4m，结合临近其他类似矿井工作面综放经验，本矿井暂设计为两采一放。在生产实践中，应坚持探索适合本矿井的最合理的放煤步距，并不断改进，以现实矿井安全高效生产的目的。三、初次放煤步距潘津工业煤矿23～25号煤层顶板岩性为中等偏弱的岩性，强度较低，在生产过程中，也易于跨落，根据周边矿井井下开采经验，设计2303工作面初次放煤步距暂定为5～8m，并在现场生产过程中，经矿压观测工作面初次来压通过后，工作面采空区冒落充分后再进行放煤工作。四、工作面收尾长度为保证工作面安全收尾，防止顶板岩石对支架直接接触形成冲击，在工作面收尾前一般有一段距离不进行放顶煤，我国综采放顶煤工作面收尾阶段不进行放煤的距离为10～15m，根据周边矿井井下工作面开采经验，2303工作面收尾长度暂定为15m。60 第三节　放煤方式一、放煤方式目前综采放顶煤工作面的放煤方式很多，有多轮、分段、顺序、等量放煤；单轮、多口、顺序、不等量放煤；多轮、间隔、等量放煤；单轮、间隔、多口放煤等。1、多轮、分段、顺序、等量放煤工作面分成2～3段，段内同时开启两个放煤口，每次放1/3～1/2顶煤（等量），按顺序循环放煤（多轮、顺序），可一段段地放，也可多段同时放。2、单轮、多口、顺序、不等量放煤从工作面一端开始放煤，根据工作面长度划分3～4个放煤口，开放面积分别为1、1/2、1/3、1/4。第一个口放完，关闭，按顺序开启第2、3、4、5，分别为1、1/2、1/3、1/4、开放，这样每个口一次放完，单轮完成放煤工序。3、多轮、间隔、等量放煤放煤顺序为1、3、5…（间隔），一次放出1/2～1/3，多轮放完，然后再2、4、6…。4、单轮、间隔、多口放煤先放1、3、5…，见矸关门，一次放完再放2、4、6…。上述放煤方式多式多样，都是在矿井生产过程中，结合矿井实际情况对放煤方式细化出来的结果，总体归结起来放煤方式主要分为顺序放煤和间隔放煤两大类。二、顺序放煤顺序放煤又分为单轮顺序放煤和多轮顺序放煤。1、多轮顺序放煤60 多轮顺序放煤就是通过多次小量的放煤，使得顶煤按放出的煤量均匀下降，把顶部矸石挡在煤体之外，从而达到提高放煤率的效果。在实践过程中，想达到这样的理想效果十分困难，一是椭球体的形成非常复杂，每架不可能相同，二是放煤量也很难相同，三是煤厚变化影响，使得放煤虽然混矸量减少，但放煤率下降很多，再就是放煤时间长，影响工作面的开机率，生产效率较低，也不适合本矿井。2、单轮顺序放煤单轮顺序放煤是将工作面支架依次按顺序沿采煤机割煤方向放煤。对于放煤高度较大的煤层来说，由于后一架放煤时不可避免地使得前一架椭球体内已放空煤的矸石过早进入放煤口，因此放煤损失较大，但单轮顺序放煤工序简单，放煤时间短，综合分析，不适合本矿井。三、间隔放煤1、间隔放煤对于厚煤层来说，椭球体短轴一般用以下经验公式计算：2b＝（0.25～0.3）h本矿井煤体较松软，因此可用：2b=0.25hh为放煤高度取12.23m，因此，短轴长度约为3.1m。间隔放煤对椭球理论的附合性较好，放煤间距与椭球体的短轴距离接近，则放煤效果也好。就本矿井而言，其沿工作面方向短轴长度，按放煤高度为长轴计，则短轴长度在3.1m左右；支架宽度按1.5m计，则隔架的支架间距3.0m，与短轴距离较为接近，放煤时间短，放煤效率高，放煤效果较好，结合临近矿井生产经验，设计采用单轮间隔放煤。因此，针对对本矿井2360 03工作面设计长度，单轮间隔放煤方式比较合适。四、放煤方式的确定由以上论述可以看出，间隔放煤比顺序放煤优点较多，因此，设计本矿井采用单轮间隔放煤方式。单轮顺序放煤放煤时间短放煤低，单轮间隔放煤时间短放煤高，多轮顺序放煤率高时间长，在生产过程中，需对这三种放煤方式进行比较，选出更合适放煤方法来，在高产高效的基础上，更好地实现放煤率的提高。五、放煤分段为了满足高产高效工作面的要求，工作面采煤速度快，对放煤速度提出了更高的要求。目前大型矿井放煤一般多采用“双人双口”或“多人多口”的放煤方式。由于放煤时间和顶煤厚度、顶板压力、煤层特征等诸多特性有关，因此放煤时间也会有较大的不同，根据临近其他类似矿井本矿井经验，2303工作面暂可考虑按同时开2～3个放煤口进行放煤。在生产实践中，应坚持探索适合本矿井的最合理的放煤作业方式，并不断改进，以现实矿井安全高效生产的目的。第四节　顶煤弱化一、概述放煤时容易出现的问题主要有三种情况：一是破煤成拱放不下来；二是大块煤堵口放不出来；三是顶煤过硬，难以跨落。根据《煤矿安全规程》第六十八条“采用预裂爆破对坚硬顶板或者坚硬顶煤进行弱化处理时，应在工作面未采动区进行，并制定专门的安全技术措施。严禁在工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、顶板及卡在放煤口的大块煤（矸）。”，设计对三种情况的处理办法如下：1、处理第一种破煤提60 拱的办法主要是通过摆动支架的尾梁或掩护梁，一般情况下都能破坏成拱的破煤。实在不行可采取降、升支架破坏成拱，但是此办法不可常用，对支架有所损坏。2、处理大块煤堵口时，在放煤过程中，当煤块过大放不下来，可通过支架上的插板、搅动杆等结构破碎或松动顶煤，促其下落。在工作面顶煤稳定的情况下，可以适当摆动支架尾梁将顶煤松动破碎。放落的大块煤落在输送机上要及时用人工或机械的方式进行破碎，以免在工作面端头因输送机的过煤高度产生阻煤现象。3、处理放顶煤工作面顶煤过硬难以跨落时，必须预先制定超前顶煤欲裂爆破专项安全技术措施对顶煤进行破碎处理，对难跨落的顶煤进行破碎或强制跨落。同时，如果顶煤中出现大块煤不是个别现象，则重新考虑进行专门的预爆破作业，以避免影响工作面各道工序的正常进行。在井下回采工作面实际开采过程中，应根据综放工作面实验段的放顶煤难易程度以及顶煤采出率高低情况，调整是否对顶煤进行弱化处理。二、设计工作面顶煤弱化方案根据煤层赋存特征及临近矿井开采经验，预计23～25号煤层冒放性较好，暂不设计专项顶煤弱化方案。在生产实践中，若顶煤过硬难以跨落，则编制专项措施进行顶煤弱化，并不断改进，以现实矿井安全高效生产的目的。60 第五章工作面主要设备选型第一节放顶煤支架设计2303工作面的顶板采用四柱支撑掩护式低位放顶煤支架支护，采空区顶板采用全部垮落法管理。根据相邻矿井以及原小煤矿和已开采的一采区经验，顶煤初次垮落步距为8m左右，直接顶初次垮落步距为16～20m左右，基本顶的初次垮落步距为25～30m，基本顶周期垮落步距为20m左右，可供矿井生产管理中参考。一、工作面液压支架选型根据我国多年来放顶煤开采的实践和理论总结，综采放顶煤支架工作阻力有多种计算方法：预计法、估计法、类比法、实测法、动载系数法、岩重法、支架载荷数理统计回归法等。这些方法大都根据矿井实际生产资料或实测数据作为计算依据，本矿井附近具有类似开采工艺的生产矿井较少，也缺少必要的顶板压力测试工作总结，因此，设计根据经验并参考类似开采条件下矿井的压力显现情况作如下估算。1、按统计类比法计算综放支架工作阻力据经验统计，综采放顶煤支架支护阻力与煤层采深、煤层强度成正比，与放顶煤高度成反比，根据经验公式：P=k（1939+2.1H+471f+155/Md）式中：P——支架承受的荷载，kN；k——支架安全系数，取1.2；H——煤层采深，250m；f——煤层普氏硬度系数，取2.0；Md——工作面放顶煤高度，23～25号煤层厚12.49～20.87m，割煤厚60 4.8m，按最小煤厚计算，则放顶煤厚度为7.69m。P=1.2×（1939+2.1×250+471×2.0+155/7.69）=4111.4kN2、按实测统计法计算综放支架工作阻力P＝（325×M0.21）S式中：P——支架承受的荷载，kN；S——支架支护的顶板面积，按8m2计；M——煤层开采最大高度，取20.87m。P=（325×20.870.21）×8=4921.22kN根据上述两种方法计算，所选综采放顶煤支架的工作阻力不应低于4111.4kN。3、支架支撑高度的选择合适的支撑高度是支架正常工作面的关键，支架的最大及最小高度可按下面经验公式确定：支架采高支架支护下采高为4.8m。则Hmax＝Mmax＋0.2＝5.0m式中：Hmax——支架最大工作高度，m；Mmax——最大采高，4.8m；Hmin＝Mmin-Sz-a＝4.8-0.05-0.2＝4.55m式中：Hmin——支架最小工作高度；Sz——预计顶板下沉量，取0.05m；a——避免支架压死的撤出高度，取0.2m。即支架的最大结构高度不小于5.0m，最小结构高度不大于4.55m。经上述计算，所选综采放顶煤液压支架的支撑高度应按4.55～5.0m60 的煤层厚度考虑。2、端头支架的选型工作面端头位于工作面和顺槽的连接处，是行人、运输和通风的必经之地和各种设备的汇集处，也是工作面支护和巷道支护的交叉地带，端头处条件复杂，位置重要，因此应选用可靠安全的端头支护设备进行加强支护。为满足支撑高度和工作阻力。我矿需根据设计要求考虑购进支撑最大高度为5000mm最小高度为4550mm和满足工作面阻力的液压支架和相配套的端头支架。第二节　主要机电设备23～25号煤层以1个长壁式综采放顶煤工作面、1个综掘面保证年产0.9Mt/a的生产能力，工作面日产量应在3453t左右，每班按净出煤时间按4h计算，采用“三八”制作业方式，每天两班生产，一班检修，工作面小时运量为431.6t。根据确定的采煤方法，设计2303回采工作面采用综采放顶煤回采工艺，采煤工序为：采煤机采煤、装煤，后部人工放煤，刮板输送机及胶带输送机运煤。一、采煤工作面主要设备1、采煤机本矿已采购一套MG160/375-WD1型采煤机。采煤机技术参数表表5-3内容参量内容参量牵引速度0～10m/min适用煤层倾角≤25°滚筒直径Ф1600mm截割电机功率2×160kW采高范围1.7～3.0m牵引电机功率50kW60 滚筒截深600mm牵引力440kN卧底量250mm供电电压1140V⑴采煤机应具有的最小生产能力式中：Qh——工作面设备所需最小生产能力，t/h；Qy——要求的工作面年产量，9.0×105t/a；f——能力富裕系数，1.2；D——年生产天数，330d；N——日作业班数，3班；M——每日检修班数，1班；t——每班工作时数，8h；K——开机率，根据统计资料，取0.5。则：=409.1t/h⑵采煤机平均截割牵引速度式中：Vc——采煤机平均截割牵引速度，m/min；Qh——采煤机可实现的生产能力，409.1t/h；H——平均采高，2.8m；B——截深，0.6m；γ——煤的容重，23～25号煤层1.28t/m3；C——工作面回采率，取82.5%；60 则=3.84m/min⑶采煤机装机功率装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估算：P=Q×Hw式中：P——装机功率，kW；Q——采煤机生产率，409.1t/h；Hw——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。则P=409.1×0.7=286.4kW。⑷采煤机所需牵引力据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5～1倍，设计取0.8，即牵引力为0.8×286.4=239.1kN。⑸滚筒直径本矿井采用放顶煤综合机械化采煤法，平均采高为4.8m，滚筒直径一般按采高的0.6倍考虑，滚筒直径取2.6m。根据煤层开采技术条件、煤的硬度及采高，参照以上计算结果，设计选用MG160/375-WD1双滚筒采煤机。（4）结论根据以上计算结果，已有一套MG160/375-WD1型采煤机的生产能力、牵引速度和电机功率等方面，满足矿井在23～25号煤层采用综采放顶煤时0.9Mt/a的生产要求。2、刮板输送机、转载机、破碎机本矿已采购一套前、后部刮板运输机均为SGZ630/2×160型中双链刮板输送机。60 SGZ630/2×160型中双链刮板输送机表5-4内容参量内容参量功率2×160kW运输能力450t/h链速1.04m/s机身长度102m链环Φ30×108mm电压1140V工作面前部刮板输送机选型需满足三个方面要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应，原则上必须大于采煤机的小时生产能力；二是刮板运输机的外型尺寸与采煤机的牵引和行走装置相匹配，三是运输机长度与工作面长度相适应。工作面后部运输机同时应满足后部放煤量的要求。（1）工作面前部刮板运输机应具有的运输能力按下式计算：Qc=Kc×Km×Ky×Qm式中：Qc—刮板输送机应具有的运输能力，t/h；Kc—采煤机截割速度不均衡系数，1.1；Qm—采煤机平均落煤能力，取409.1t/h；Km—采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，取1.05；Ky—运输方向及倾角系数，0.9则：Qc=425.3t/h＜450t/h；（2）工作面后部刮板运输机应具有的运输能力按下式计算：Qc=Qy×f×（1-b）/[D×（N-M）×t×K]式中：Qc—后部运输机最小生产能力，t/h；Qy—要求的工作面年产量，0.90Mt/a；D—年生产天数，330d；f—能力富裕系数，1.30；b—工作面采高占煤厚的比例，按最大采放比1：5.1，取0.2，60 N—日作业班数，3班；M—每日检修班数，1班；t—每班工作时数，8h；K—开机率，取0.4。Qh=0.9×106×1.3×（1-0.2）/[330×（3-1）×8×0.4]=443.2t/h＜450t/h；（3）结论：从以上计算结果，当工作面采用综采放顶煤一次全高采煤方法时，前、后部刮板运输机均能满足矿井年产0.9Mt/a的要求。3、转载机现采购转载机为SZZ630/110型桥式转载机。SZZ630/110型中双链桥式转载机表5-5内容参量内容参量功率110kW运输能力600t/h链速1.34m/s机身长度31.5m搭接长度15m电压1140V转载机最小的生产能力应该满足综放工作面年生产能力的要求，同时也要满足前、后部运输机运输量的要求。（1）满足综放工作面年生产能力的要求Qz=Qy×f/[D×(N-M)×t×K]式中：Qz——工作面设备所需最小生产能力，t/h；Qy——要求的工作面年产量，0.9Mt/a；D——年生产天数，330d；f——能力富裕系数，1.2；N——日作业班数，3班；60 M——每日检修班数，1班；t——每班工作时数，8h；K——开机率，0.4。则：Qz=0.9×106×1.2/[330×(3-1)×8×0.4]=511.4t/h。（2）满足工作面前、后部运输机运量的要求。参照一般综放工作面三机配套经验，转载机的运量应为前、后部运输机实际运输量之和的0.7倍。则转载机的运量应为：Qz=0.7×（425.3+319.6）=521.4t/h，（3）结论：现有转载机的运输能力满足矿井年产0.9Mt/a的能力要求。4、破碎机破碎机的能力应与转载机的运输能力相适应，现已订购破碎机型号为PLM500。PLM500/110型破碎机表5-6内容参量内容参量功率110kW破碎能力500t/h破碎轴转速1475r/minpm电压1140V破碎机能力满足转载机的生产能力。5、顺槽可伸缩胶带输送机按照外运设备运输能力不低于上一环节设备运输能力的配套原则，工作面顺槽可伸缩胶带输送机能力应不小于转载机的运输能力。现我矿采购有1部SSJ1000/2×160型可伸缩胶带输送机。SSJ1000/2×160型可伸缩式胶带输送机表5-760 内容参量内容参量功率2×160kW运输能力500t/h带宽1.0m带速2.0m/s最大输送距离1133m电压660V该运输机的运输能力虽小于转载机的最大能力600t/h，不符合设备配套原则，但设计认为：在矿井设计生产能力0.9Mt/a条件下，该运输机的能力大于前、后部运输机的实际运输量，所以，满足矿井生产需要。6、乳化液泵站和喷雾泵站乳化液泵BRW250/31.5，配套2个注液箱RX－2000。泵站公称压力31.5Mpa，公称流量250L/min，电动机功率160kW，两泵一箱。根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要，工作面喷雾泵站为BPW250/6.3型喷雾泵及水箱组成，电机功率30kW，压力6.3Mpa，供水压力0.2～2Mpa，供采煤机外喷雾、架前后喷雾、前后输送机及采煤机冷却。（三）其他设备除上述主要设备外，还配备有小水泵、绞车、TXU-150型探水钻机、设备列车、单体液压支柱、注液枪等设备。回采工作面主要机械配备表5-8序号设备名称型号功率（kW）电压（V）单位数量备注装备备用合计1采煤机MG160/375-WD13751140台11截深0.6m2前部可弯曲刮板输送机SGZ630/3202×1601140台11能力450t/h3后部可弯曲刮板输送机SGZ630/3202×1601140台11能力450t/h4转载机SZZ630/1101101140台11能力600t/h60 5破碎机PLM—5001101140台11能力500t/h6工作面中部支架ZF4200/17/30架481880工作面长80m7工作面过渡支架ZFG4400/17/30架668乳化液泵站BRW-250/31.51601140台22二泵一箱9喷雾泵站BPW250/6.3301140台22二泵一箱10顺槽可伸缩胶带输送机SSJ1000/2×1602×1601140台1160 第六章工作制度及工作面技术参数第一节工作制度设计矿井2303综放工作面的工作制度采用“三八”制，两班生产，一班准备，每班工作时间8h，年工作日330天。第二节　工作面生产能力一、2303工作面位置根据矿井开拓巷道布置，综采放顶煤2303工作面布置位于23～25号煤采区中部。二、工作面长度工作面走向长度1283m，工作面长度80m，平均煤厚17.03m。三、综采放顶煤工作面基本参数割煤高度：4.8m；放煤高度：12.23m；采放比：1：2.5m；放煤步距：1.2m；采煤机截深：0.6m；采煤机开缺口行程，25m；采煤机开机率：0.4；采煤机割煤回收率：95%；放顶煤回收率：80%。四、工作面推进度1、工作面循环进度设计确定2303采煤工作面2进、1放为一个循环，每班一个循环，每刀进尺为0.6m，日循环进尺为2.4m。60 2、工作面年推进度L2＝n×d×c式中：L2——工作面年推进度，m/a；n——日循进尺，2.4；d——年工作日，330d/a；c——正规循环率，取0.85。综放工作面年推进度:2.4×330×0.85=673.2m五、工作面生产能力1、工作面采煤机割煤能力按下式计算：A割=L1·M1·C1·S·V·10-6=80×4.8×0.95×673.2×1.28×10-6=0.314Mt/a2、工作面放煤能力按下式计算：A放=L2·M2·C2·S·V·10-6=74×12.23×0.8×673.2×1.28×10-6=0.624Mt/a式中:Am——工作面生产能力，Mt/a；A割——工作面采煤机割煤能力，Mt/a；A放——工作面放煤能力，Mt/a；L1——工作面机采长度，取80m；L2——工作面放顶煤长度，取74m；M1——工作面平均机采高度，取4.8m；M2——工作面平均放顶煤高度，12.23m；S——工作面年推进度，取673.2m；V——煤体容重，取1.28t/m3；C1——工作面机采回采率，取95%；C2——工作面放顶煤回采率，取80%。60 3、工作面生产能力按下式计算：Am=A割+A放=0.317+0.624=0.938（Mt/a）六、2303工作面回采率工作面回采率按下式计算：C=（M1·C1+M2·C2）/（M1+M2）=（4.80×0.95+12.23×0.8）/17.03=84.2%七、工作面限产制度本矿井设计生产能力0.9Mt/a，设计2303工作面内23～25号煤层为特厚煤层，平均厚17.03m，结合2303回采工作面设备选型情况，确定2303回采工作面的机采高度为4.8m，放顶煤高度12.23m。由于采用综采放顶煤采煤工艺，工作面生产能力较大。为了避免煤矿超能力生产，2303回采工作面必须严格执行限产制度。限产制度的主要内容包括：（1）每个生产班推进一个循环（1.2m）；（2）工作面年推进度不超过673.2m。第三节　循环作业根据2303工作面煤层赋存条件，设计2303回采工作面采用二刀一放，采煤机每刀进尺0.6m，放煤步距为1.2m。一、回采工艺1、回采工艺流程2303综放工作面回采工艺流程为：采煤机割煤→移液压支架支护顶板→采煤机返回清煤→60 推移前部刮板输送机（拉后部刮板机）→采煤机割煤→移液压支架支护顶板→采煤机返回清煤→推移前部刮板输送机→放顶煤→拉后部刮板机为一个循环全过程。2、采煤机割煤设计2303综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤的方式，斜切进刀段长度25m。采煤机下行重刀割煤，滞后采煤机右滚筒3～5架的位置随机移架直至下端头。采煤机上行清理浮煤，滞后15m（10架支架）推移刮板输送机。采煤机往返一次工作面推进一个截深。采煤机割煤至上端头后，右滚筒下降，左滚筒上升，沿刮板输送机弯曲段切入煤壁，直到进入刮板输送机直线段，开始正常割煤。采煤机割煤至下端头后，左滚筒下降，采煤机上行清理浮煤。采煤机清理浮煤至三角煤位置，右滚筒上升，开始割进刀三角煤。采煤机割煤质量要求：1)严格控制割煤高度，最高不能超过4.8m，最低不能低于4.5m，最低采高设置的目的是使支架后部有足够的过煤空间并保证支架的过人空间；2)控制机组牵引速度，防止压溜、涌煤事故发生，保持割煤过程中的顶底平整；3)只能在放尽顶煤的条件下，才能进行采煤机割煤。采煤机割过后，必须及时移架，其作用除防止架前冒顶、片帮外，支架的卸压前移和再支撑作用，将会造成顶煤的压裂、压碎，为后部放顶煤创造条件；4)为保证实现工作面“二刀一放”并完成日循环进刀数，当采放工序不平衡时，可通过及时调整采煤机的割煤速度或采取增加放煤口数等措施，实现采放平行作业；60 5)在采煤机割煤时，必须严格按照采煤机安全操作规程的要求进行操作。3、移架（1）移架工艺由于工作面前后输送机采用机头平行布置方式，因而在工作面上、下端头各设3架过渡支架，而过渡支架不能做到及时支护，即采煤机割煤后，过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架，因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移，使得移架工序变得复杂，现将移架顺序描述如下（采煤机端部斜切进刀单向割煤）：1）采煤机斜切进刀割透煤壁反向时，将1～3号过渡支架的护帮板挑起；采煤机反向完成割底煤进入正常割煤，滞后采煤机后滚筒3～5架，顺序将基本架移一个步距，移架时应先收护帮板；直到工作面下端最后一架基本架。当采煤机后滚筒到达36#架时，即将前部输送机机尾推向煤壁（应保证3架同时推），为下一个割煤循环斜切进刀做准备。2）机尾推移后，将工作面上端过渡架（52～54#架）移一个步距，移架的顺序为：先移53#、54#架，后移52#架；3）与此同时，当采煤机进入正常割煤时，前部输送机已经全长自下而上（或自上而下）推向煤壁，待前部输送机机头推向煤壁后，顺序将机头处3架过渡支架（1～3#支架）向前移一个步距，移架的顺序为：先移2#、3#架，后移1#架。过渡支架的移设是按上述移架顺序在特定时间内完成的；而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下，滞后采煤机前滚筒1～2架先将支架的护帮板挑起，临时支护顶板，等滞后采煤机后滚筒3～5时再进行移架。移架的动作为：收护帮板→降柱(保持一定压力)→移架(擦顶移架)→升柱(保持初撑力)。60 （2）移架质量要求1)必须严格按移架安全操作规程进行移架，其移架的程序是：收缩支架后部尾梁→伸出支架后部插板→降支架立柱→以前输送机为支点，用移架千斤顶移架0.6m的距离→升起支架立柱，并在升柱手把位置保持几秒钟使支架达到额定的初撑力；2)为保证拉架时不致将前部输送机后拉，在移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位置；3)当煤壁片帮较深或顶板碎破时，应在采煤机前滚筒割煤后及时移架或挑起护帮板；4)在移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，其直线误差在±50mm以内。4、推前部输送机（1）推前部输送机工序推移前部输送机分两个阶段进行：1）在采煤机从工作面另一端反向跑空刀清浮煤到达工作面斜切进刀段以前，前部输送机尾必须推向煤壁。即在采煤机完成斜切进刀反向割底煤后进入正常割煤，其后滚筒到达36#架时，即将前部输送机机尾推向煤壁（应保证3架同时推）；2）在采煤机进行端部斜切进刀时，将前部输送机按顺序自36#支架处斜切进刀段开始，包括机尾全部推向煤壁。（2）推前部输送机质量要求1)每次推进应保持0.6m的推进度，并与煤壁平行成一直线，其直线误差应在±30mm以内。2)为了减少输送机在弯曲段的磨损，提高其寿命，在推输送机时，必须保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于15m。60 3)推输送机必须单方向进行，严禁从两头向中间进行。4)为防止卡死输送机，停机时严禁推溜，由于采用单向割煤，移机头、机尾时不需停机作业。5)为了保证在推输送机时操作顺利，不致发生飘底，啃底现象，在推输送机时，应同时使用3个千斤顶一起推。6)在完成推移输送机后，必须及时清扫散落在电缆槽内、输送机与液压支架之间等处的浮煤，并把浮煤和矸石一起装入输送机内。（3）顺槽运输设备的移设转载机的移设在后部输送机前移后，由转载机自移机构带动前移。第四节　端头支护《煤矿安全规程》规定：采煤工作面必须保持至少2个畅通的安全出口，一个通到回风巷道，另一个通到进风巷道。一、工作面端头支护2303轨道顺槽和胶带顺槽断面净宽均为3.4m，高度分别为2.8m、2.7m。根据工作面已订购设备，工作面配套有ZFG4400/17/30型过渡支架，工作面上下端头分别设过渡液压支架3架，支架中心距1.5m。设计2303工作面上、下顺槽均采用1架过渡支架兼作端头支架支护。另外为加强端头支护，工作面机头支护还需沿转载机机尾两侧，采用2对4.0m长π型梁配合单体支柱架对棚支护，一梁四柱，严禁出现悬臂梁。π型梁必须成对布置，且顺着巷道方向交错布置，每组对棚的两根梁间距（棚梁中对中距离）不大于300mm，前后错距600±50mm，随工作面推进交替迈步前移，迈移步距1200±100mm，单体支柱柱距大于600mm。如果端头顶板破碎，π型梁上用半圆木背顶。在工作面端头放顶线位置加打带帽切顶支柱，柱距净宽不超过400mm。工作面机尾支护还需在刮板输送机机尾上方采用2对4.0m长π60 型梁配合单体支柱架对棚支护，一梁四柱，严禁出现悬臂梁。π型梁必须成对布置，且顺着巷道方向交错布置，每组对棚的两根梁间距（棚梁中对中距离）不大于300mm，前后错距600±50mm，随工作面推进交替迈步前移，迈移步距1200±100mm。靠近支架的一根棚梁距离支架边沿不得大于500mm，生产过程中根据端头顶板剩余宽度增设对棚数量，保证对棚间相邻的两根棚梁间距不大于800mm。在工作面端头放顶线位置加打带帽切顶支柱，柱距净宽不超过400mm。二、上、下端头超前支护距离根据《矿山压力与岩层控制》一文阐述的观点，煤柱在采空区至采煤体一侧分布为破裂区、塑性区、弹性区和原始应力区，放顶煤与综采工作面开采相比，在顶板以及煤层条件、力学性质相同的情况下，综放开采的支承压力分布范围更大，峰值点前移。因此，煤柱峰值高点随着采放煤厚度的变化也有变化，厚度越大，则应力峰值点的位置距采空区越远。根据本矿区煤层开采条件以及其他类似矿井超前实际支护经验，同时，考虑到初次来压强度较大，相应支护距离要长，按照实际操作的经验，设计工作面上、下端头取超前支护距离为20m。三、超前支护布置形式1、工作面胶带顺槽2303胶带顺槽的超前支护采用单体液压支柱配合1.2m铰接梁架走向联锁棚支护，沿工作面走向方向布置，一梁一柱。超前支护方式为：第一排支设在巷道上帮距破碎机最突出部分不小于0.1m，第二排支设在距巷道下帮不小于0.7m位置（距破碎机最突出部分不小于0.1m）；超前支护长度不得小于20m60 。回采期间当轨道顺槽巷道压力较大时，可延长超前支护距离，必要时可采取加密支护，在每根铰接梁下方架设两根单体支柱，单体支柱均匀布置。2、工作面轨道顺槽2303轨道顺槽超前支护架设两排走向联锁棚，铰接梁长1.2m，沿工作面走向布置，一梁一柱，第一排支设在距巷道上帮0.8m处，第二排支设在距巷道下帮0.8m处。超前支护长度不小于20m。回采期间当轨道顺槽巷道压力较大时，可延长超前支护距离，必要时可采取加密支护，在每根铰接梁下方架设两根单体支柱，单体支柱均匀布置。现场实际生产过程中，可根据顶板压力显现情况，适当调整支护参数，当顶板压力显现较大时，采用一梁二柱，同时加长超前支护的距离。60 第七章主要生产系统第一节运输系统一、采煤工作面主运输系统1、工作面运输系统综放工作面内铺设有前刮板输送机与后刮板输送机，运输顺槽中铺设有转载机、破碎机及可伸缩胶带输送机。2303工作面原煤运输线路为：2303工作面煤炭经前、后部刮板输送机→转载机→2303胶带顺槽胶带输送机→23号煤采区胶带下山胶带输送机→机头硐室煤仓→主斜井胶带输送机→地面。2、运输系统主要设备（1）刮板输送机：前、后刮板输送机均选用SGZ630/2×160型，运输能力450t/h；（2）破碎机型号为PLM500，破碎能力500t/h；（3）转载机型号为SZZ630/110型桥式转载机，运输能力600t/h；（4）顺槽可伸缩胶带输送机矿井现有2303工作面胶带顺槽内安设有1部SSJ1000/2×160型可伸缩胶带输送机，倾角0°。主要技术特征：运量：Q＝500t/h；带宽：B＝800mm；带速：V＝2.0m/s；机长：L＝1100m；电机功率：2×160kW；经核算，本次认为该设备满足矿井0.9Mt/a的生产能力要求。60 二、采煤工作面辅助运输系统1、工作面辅助运输系统矿井现有的辅助运输采用绞车配合矿车，可以满足机电设备、货物等运输任务。（1）材料及设备运输材料及设备入井采用在工业场地地面装车，运输路线：经副斜井→井底车场→23号煤采区轨道下山→2303轨道顺槽→2303回采工作面。（2）矸石运输本矿井井下巷道均沿煤层布置，23煤层为厚煤层，巷道完全位于煤层中，掘进出矸较少，可能出矸的地点为部分联络巷及车场等。矸石由采区掘进工作面装车，经轨道运输路线提出地面。2、主要辅助运输设备材料、设备运输均选用SQ80/75WY型无极绳绞车、JSDB-10双速绞车配合平板车、矿车等。第二节　通风系统一、矿井通风系统1、矿井通风系统本矿井为瓦斯矿井，可采煤层倾角小于16°～20°。设计本矿井通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式，主、副斜井进风，回风斜井回风。主斜井、副斜井、回风井均位于工业场地内。主斜井、副斜井两个井筒兼进风，服务于全矿井；采用一个专用回风斜井回风，服务于整个矿井。回风斜井倾角25°，断面形状为直墙半圆拱，井筒支护方式表土段采用混凝土砌筑，基岩段采用砌碹，巷道净宽3200mm，掘进断面积12.1m2，井筒内无提升设备，设行人台阶为矿井的安全出口。60 通风机附近设有10kV变电所，电源引自地面副井变电所，以双回路电缆供电，其中一回工作，一回备用。通风设施由风道、配电间、风机平台等组成。风机自带碟形风门。矿井总风量为40m3/s，其中：主斜井进风10m3/s，副斜井进风30m3/s。通风容易时期为601.7Pa，通风困难时期为770.5Pa。矿井通风等积孔容易时期为2.91m2，困难时期为2.57m2，通风难易程度均属容易。风机型号：FBCDZ/№24，一台工作，互为备用，通风机主轴转速590r/min，风量范围30～105m3/s，风压范围300～1700Pa。每台通风机配套电动机功率2×90kW。当井下需要反风时，通过风机反转返风。风机反风量能达到60%已上，时间控制在10min内，满足《煤矿安全规程》。2、风量分配矿井风量分配是按照用风地点所需风量进行分配，首先按照各回采工作面、掘进工作面、硐室等需风量对其进行风量分配，然后从矿井总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量，余下的风量按一定比例分配到其它用风地点，用于维护巷道和保证行人安全，满足矿井生产需要。二、工作面通风系统1、通风方式设计2303回采工作面利用矿井主通风机采用全负压通风，由轨道顺槽进风，胶带顺槽回风，工作面通风系统为U型。2303工作面设有独立的进、回风系统，工作面回采完毕后，采空区必须及时封闭。2、通风系统线路新鲜风流线路为：新鲜风由副斜井→二采区轨道下山→2303轨道顺槽→2303工作面。60 乏风风流线路为：乏风由2303胶带顺槽→二采区回风下山→回风斜井→风硐排出地面。三、采区需风量计算根据《煤矿安全规程》规定，2303工作面需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值。①按瓦斯涌出量计算Q采=100×q×K采通式中：Q采—采煤面实际需风量，m3／min；q—采煤工作面绝对瓦斯涌出量和绝对二氧化碳涌出量，m3／min；根据矿井瓦斯鉴定结果，相对瓦斯涌出量为4.08m3/t推算出：绝对瓦斯涌出量q=（900000/330×4.08）/（24×60）=7.73m3/minK采通—工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，取1.4。按瓦斯计算：Q采=100×7.73×1.4=1082.2m3／min=18m3／s②低瓦斯矿井采煤工作面按气象条件确定需要风量Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温式中：Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；Q基本—采煤工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1m/s）；工作面控顶距—根据工作面平均控顶距情况，取4.4m；工作面实际采高—设计取2.8m2；适宜风速—根据井下工作面温度在23～26℃之间，取1.5m/s。Q基本=60×4.4×2.8×70%×1.0=517.44m3/min60 K采高—回采工作面采高调整系数，按放顶煤工作面取1.5；K采面长—回采工作面长度调整系数，取1.0；K温—回采工作面温度与对应风速调整系数，根据井下工作面温度在23～26℃之间，系数取1.1。Q采=517.44×1.5×1.0×1.1=853.8m3/min=14.23m3/s③按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60×V采×S采式中：Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；V采—采煤工作面风速，根据井下工作面温度在23～26℃之间，取1.5m/s；S采—采煤工作面的平均断面积，取8.8m2。Q采=60×1.5×8.8=792m3/min=13.2m3/s④按采煤工作面人数计算Q采=4×N式中：Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；N—采煤面同时工作的最多人数，52人。Q采=4×50=208m3／min=3.47m3/s⑤按风速进行验算60×0.25×S采≤Q采≤60×4×S采式中：Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；S采一采煤面平均断面积，8.8m2。60×0.25×8.8≤Q采≤60×4×8.860 132m3/min≤Q采≤2112m3/min2.2m3/s≤Q采≤35.2m3/s根据上述计算取最大值，采煤工作面需风量为18m3/s。60 第三节　供电系统一、供电电源1、地面供电矿井主供电源引自35kV皮里青变电站，线路全长约8km，电压等级为35kV，导线型号为LGJ-95。矿井备用电源引自35kV达达木图变电站，线路全长约8km，电压等级为35kV，导线型号为LGJ-95。两回线路分列运行，一条线路故障时，另一条线路能带动矿井全部负荷。由该矿初步设计计算全矿井用电负荷为4778kW（补偿后）。工业场地建有地面35kV变电所一座，根据负荷统计，选用2台SZ11-6300/35，35±3X2.5%/10.5kV、6300kVA有载调压变压器，正常情况下两台主变压器分列运行。当一台主变故障时，另一台主变能带动全部负荷。35kV变电所低压部分负荷为1355kW，安装2台S11－1600/10、10/0.4kV、1600kVA动力变压器，正常情况下2台动力变一用一备，负荷率0.86。低压选用GCS低压抽出式开关柜，以380V双回路电缆向主副井提升低压设备、主通风机低压设备、副井井口房空气加热室设备、日用消防泵房、矿灯房、锅炉房等设备供电；以380V单回路电缆向联合建筑、洗衣房等动力设备供电。生活区箱式变电所位于行政办公楼附近。安装1台SCB11—800/10、10/0.4kV、800kVA动力变压器，低压选用GCS低压抽出式开关柜，以380V电缆向行政办公楼、单身宿舍、职工食堂等设备供电。2、井下供电在井底车场附近设井下中央变电所。井下主变电所两回电源引自地面35kV变电站的10kV不同母线段，采用单母线分段，分列运行。井下配电采用10kV、1140V、660V、127V四个电压等级，根据井底车场负荷情况，选用2台KBSG—62 315、10/0.69kV、315kVA矿用隔爆型变压器，向井底车场附近的电机车充电设备及岩巷掘进设备等供电。1台KBSG—200、10/0.69kV、200kVA矿用隔爆型变压器，专供掘进头局扇用电。二、电力负荷（一）全矿井电力负荷根据天地科技股份有限公司于2012年5月编制完成《伊犁永宁煤业化工有限公司潘津工业煤矿初步设计》，全矿安装用电设备260台，全矿工作用电设备245台，全矿安装用电设备容量7004kW，全矿工作用电设备容量6710kW，最大有功功率4576kW，最大无功功率3774kW，视在功率5932kVA。（二）2303工作面电力负荷1、设备总台数：16台；2、设备总容量：2130kW；后附电力负荷统计详见表、变压器选择详见表。62 2303工作面供电负合统计表序号设备名称型号数量电机功率（kW）总功率（kW）额定电压（V）额定电流（A）工作面总负荷：1559.5kW1采煤机MG160/375-WD112×160+2×25+5.5375.51140308.752前部刮板输送机SGZ630/3201160/低速320/高速160/3201140104/2083后部刮板输送机SGZ630/3201160/低速320/高速160/3201140104/2084破碎机PLM5001110110114080.35转载机SZZ630/1101110110114080.36乳化液泵BRW250/31.5216032011402×1047照明综保ZXB-1.14/0.127/414kVA4114042303轨道、胶带顺槽负荷：570.5kW8无极绳绞车SQ80/75WY17575660869胶带输送机SSJ-1000/2×16012×1603206602×18410张紧绞车JH-817.57.5660911抱闸电机20.516600.6912潜水排沙泵BQS80/80/23N22×37746602×2513潜水泵BQS25/50/7.5N27.5156602×914双速绞车JSDB-16137376604215双速绞车JSDB-1022×18.5376602×2116照明综保ZXB-0.66/0.127/41446604121 变压器选择表顺序变压器名称设备数量设备容量(kW)选择变压器(kVA)备注全部工作全部工作12303综放工作面1#移变1150040050022303综放工作面2#移变1150040050032303综放工作面3#移变11630505.763042303综放工作面4#移变11500308.8500121 三、供电方式1、2303综采工作面采用单回路供电方式，10kV电源来自中央变电所10-17＃高压配电柜，经23#煤轨道运输石门、23#煤轨道运输下山至2303轨道顺槽车场PBG-100/10Y高压配电装置，由PBG-100/10Y高压配电装置负荷侧接入KBSGZY-630/10移动变电站，穿越2303轨道顺槽接入设备专列。2、2303胶带顺槽、2303轨道顺槽660V低压供电采用单回路运行供电方式：回路由2303轨道顺槽车场移动变电站KBSGZY－630/10/0.69型移动变电站提供，高压电源来自中央变电所10-17＃高压配电柜。此方案可满足供电安全要求，故供电系统是安全可靠的。四、负荷分配方案1、2303综采工作面动力电源由变配电列车编组内的四台移动变电站提供。2、2303轨道顺槽、胶带顺槽660V动力电源由2303轨道顺槽车场KBSGZY－630/10/0.69型移动变电站提供电源。五、工作面移动变压器选择及校核综采工作面容量应满足：Sn（实际）﹥Sb，综合巷道运输及2303综采工作面实际状况及电气设备选型情况，变压器选择如下：1、1#移动变电站控制2303综采工作面的后部刮板输送机，移动变电站的需用容量按照下列公式计算：Sb1=Kx1•∑Pe/cosφpj（kVA）式中：Kx—综采工作面设备用电需用系数:Kx=0.4+0.6×Pmax/∑Pe；Pmax—本组移动变电站供电系统中，刮板输送机双速电机，同时启动的多台电机功率的总和为：2×160kW；cosφpj—加权平均功率因数，取cosφpj=0.80；∑Pe—本条干线电缆所供全部负荷的总功率，∑Pe1=320kW；121 　　　　　　　　Kx1=0.4+0.6Pd/ΣPe　　　　　　　　=0.4+0.6×320/320=1　　　　　　　Sb1=Kx1•∑Pe/cosφpj（kVA）　　　　　　　　=1×320/0.8　　　　　　　　=400kVA故1#移动变电站选用KBSGZY-500/10/1.2型,其额定容量为500kVA>Sb1=400kVA,满足供电要求。2、2#移动变电站控制2303综采工作面前部刮板输送机；移动变电站的需用容量按照下列公式计算：Pmax—本组移动变电站供电系统中，刮板输送机双速电机，同时启动的多台电机功率的总和为：2×160kW。　　　　　　　Kx2=0.4+0.6Pd/ΣPe　　　　　　　　=0.4+0.6×320/320=1　　　　　　　Sb2=Kx2•∑Pe/cosφpj（kVA）　　　　　　　　=1×320/0.8　　　　　　　　=400kVA故2#移动变电站选用KBSGZY-500/10/1.2型,其额定容量为500kVA>Sb1=400kVA,满足供电要求。3、3#移动变电站控制2303综采工作面的采煤机、1#乳化液泵、照明综保；移动变电站的需用容量按照下列公式计算：3#移动变电站的需用容量：Sb3=Kx3•∑Pe/cosφpj（kVA）式中：Kx—综采工作面设备用电需用系数:Kx=0.4+0.6×Pmax/∑Pe；121 Pmax—本组移动变电站供电系统中，功率最大的设备电机功率或同时启动的多台电机功率的总和；本组中为采煤机的截割电机，功率为2×160kW；cosφpj—加权平均功率因数，取cosφpj=0.80；∑Pe—本条干线电缆所供全部负荷的总功率，∑Pe1=539.5kW；Kx3=0.4+0.6Pd/ΣPe=0.4+0.6×320/539.5=0.75Sb3=Kx3•∑Pe/cosφpj（kVA）=0.75×539.5/0.8=505.7kVA注：因3#移动变电站所带的采煤机实际运行负荷较低，其额定容量为630kVA>Sb3=505.7kVA,故采用KBSGZY-630/10/1.2型移动变电站符合供电要求。4、4#移动变电站控制2303综采工作面的、2#乳化液泵、转载机、破碎机；移动变电站的需用容量按照下列公式计算：Kx4=0.4+0.6Pd/ΣPe　　　　　=0.4+0.6×160/380=0.65Sb4=Kx4•∑Pe/cosφpj（kVA）　　　　=0.65×380/0.8=308.8kVA故4#移动变电站选用KBSGZY-500/10/1.2型，其额定容量为500kVA>Sb1=308.8kVA,满足供电要求。5、2303轨道顺槽车场移动变电站控制胶带顺槽、轨道顺槽所有660V电源的设备，需用容量（660V供电回路）：Pmax—本组移动变电站供电系统中胶带输送机电机为起动的最大负荷：2×160kW；121 　　　　Kx5=0.4+0.6Pd/ΣPe　　　　=0.4+0.6×2×160/570.5=0.737　　　　Sb5=Kx1•∑Pe/cosφpj（kVA）　　　　　=0.737×570.5/0.8=525.6kVA2303轨道顺槽车场移动变电站选用KBSGZY-630/10/0.69型,其额定容量为630kVA>Sb1=525kVA,满足供电要求。六、工作面电缆选择及校验1、高压电缆选择及校验：1.1、型号选择：根据《煤矿安全规程》规定,工作面高压电缆选择MYPTJ-8.7/10-3×50+3×25/3+3×2.5型，其技术参数为主芯线截面积：50mm²，长时允许载流量173A，承载电压等级为10kV。1.2、电缆长度确定：高压电缆从中央变电所10-17＃高压配电柜引出，经副井大巷、23#煤轨道下山、2303轨道顺槽车场高爆至2303轨道顺槽变配电列车，全长1550m。　　根据Lca1=Kin1Lwa　　　=1550×1.1=1705m，取1710m　　式中：Lca1―电缆实际长度；　　　　Kin1―电缆敷设路径长度，1550m；　　　　　Lwa―增长系数，铠装电缆取1.1；　因：Lca1=1710m，故：高压电缆取1710m≥1550m合格。2、按照实际长时间允许负荷电流校验电缆截面：121 在此仅对2303综采工作面高压电缆进行校验，查手册得MYPTJ-8.7/10-3×50+3×25/3+3×2.5型电缆在25ºC的环境中，长时允许负荷电流Iy=173A该移动变电站长时间工作电流依照下列公式计算：Ig=Kx∑Pe/(•Ue•ηpj•cosφpj)　　　式中：　　　Ig—长时间工作电流；　　　∑Pe—本条电缆所带设备额定功率总和，2130kW；　　　Kx—需用系数；Kx=0.4+0.6×320/2130≈0.49；　　　Ue—供电系统的额定电压，10kV；　　　ηpj—平均效率，取0.80；　　　cosφpj—平均加权功率因数，取0.8；　　　计算结果：　　Ig=Kx•∑Pe/(•Ue•ηpj•cosφpj)≈0.49×2130/(1.732×10×0.8×0.8)≈94(A)　　　因为Iy=173A>Ig=94；所以所选择高压电缆满足长时间工作需要。3、按经济电流密度校验电缆截面：Aj=Ig/Ij=93/2.5=37.2mm2Ig/K=94/0.89=105.6A式中：K—环境温度校正系数，查表环境温度按35ºC取K=0.89　　　故所选用的高压电缆截面能够满足环境温度要求。121 5、高压电缆的短路电流计算和校验：5.1、2303轨道顺槽设备列车1#移动变电站进线处的两相短路电流Id1的计算：所用的MYPTJ-8.7/10-3×50+3×25/3+3×2.5型电缆,L1＝1.71km；查得Rg＝0.42Ω/km，Xg＝0.08Ω/km；则Id1=Ue/RId1=Ue/2=10000/2≈6785A5.2、2#移动变电站高压配电装置进线处的两相短路电流Id2的计算：所用的MYPTJ-8.7/10-3×50+3×25/3+3×2.5型电缆,L2=1.717km；查得Rg=0.42Ω/km，Xg=0.08Ω/km。则Id2=Ue/RId2=Ue/2=10000/2≈6756.8A5.3、3#移动变电站高压配电装置进线处的两相短路电流Id3的计算：所用的MYPTJ-8.7/10-3×50+3×25/3+3×2.5型电缆,L3=1.724km；查得Rg=0.42Ω/km，Xg=0.08Ω/km。　　　　则Id3=Ue/2Id3＝Ue/2＝10000/2≈6728.5A　　　　5.4、4#移动变电站高压配电装置进线处的两相短路电流Id4的计算：所用的MYPTJ-8.7/10-3×50+3×25/3+3×2.5型电缆,L4=1.731km；查得Rg=0.42Ω/km，Xg=0.08Ω/km。121 　　　　则Id4=Ue/2Id4＝Ue/2＝10000/2≈6700.6A5.5、2303轨道顺槽车场5#移动变电站高压配电装置进线处的两相短路电流Id5的计算：所用的MYPTJ-8.7/10-3×50+3×25/3+3×2.5型电缆,L5=0.5km；查得Rg=0.42Ω/km，Xg=0.08Ω/km。　　　　　则Id5=Ue/2Id5＝Ue/2＝10000/2≈23629.4A5.6、高压供电系统整定计算：　　中央变电所变电所10-17＃高压配电柜电流互感器为200/5，开关额定运行电流200A，因Ig=94A，所以整定值设为95A，过载延时时限整定10.5s，配电开关短路保护：Idz=7Ie=7×95=665A整定校验：K=Id4/7Iz＞1.5=6700.6÷665=10.07＞1.5为合格　　式中:K―保护灵敏度校验值；　　Id4―此开关所保护电缆线路的最远两相短路电流；　　7Iz―电子保护器短路保护动作值；　　1.5―保护装置的可靠动作系数；七、工作面1140V低压电缆的选择和校验1、按照长时间负荷电流与机械强度要求，选择低压电缆截面为：1.1、采煤机主电缆：MYCP-11403×70+1×25+7×4型，400m长一根1.2、SGZ-630/320型中双链刮板输送机（后部）电缆：　MYP-11403×50+1×16300m、400m各一根（高速端）；121 　MYP-11403×35+1×16300m、400m各一根（低速端）；1.3、SGZ-630/320型中双链刮板输送机（前部）电缆：　MYP-11403×50+1×16300m、400m各一根（高速端）；　MYP-11403×35+1×16300m、400m各一根（低速端）；1.4、SZZ-630/110型转载机电缆：　MYP-11403×35+1×16450m一根；1.5、PLM1000/110型破碎机用电缆：　MYP-11403×35+1×16440m一根；1.6、BRW250/31.5型乳化液泵站电机电缆：　MYP-11403×35+1×16型25m二根；2、按照长时间允许负荷电流校验，所选择电缆正常运行时均满足发热要求。电缆用途表电缆用途电缆规格长时间许用电流额定功率/电流额定电压电缆长度采煤机MCP3×70+1×25+7×4215A375.5kW/231.6A1140V400m后部刮板输送机高速MYP3×50+1×16173A160kW/116.8A1140V400m300m低速MYP3×35+1×16138A80kW/90.8A1140V400m300m前部刮板输送机高速MYP3×50+1×16173A160kW/116.8A1140V400m300m低速MYP3×35+1×16138A80kW/90.8A1140V400m300m转载机MYP3×35+1×16138A110kW/80.3A1140V450m破碎机MYP3×35+1×16138A110kW/80.3A1140V440m乳化液泵站MYP3×35+1×16138A160kW/104A1140V25、25m121 3、按照允许电压损失校验电缆截面：2303综采工作面供电系统中，3#移动变电站低压配电系统负荷率较大，所以在此仅对3#移动变电站低压配电系统进行电压损失校验。正常运行状态下的电压损失校验：煤矿1140V供电系统，为保证电机的正常起动，规定电缆末端最大允许电压损失不大于5％；　　　∴ΔUL≤1200-(1140×95％)=117V3.1、正常运行时，变电站内部的电压损失：ΔUb%=(Sb1/Sbe)·(Urcosφb+Uxsinφb)　　=(505.7/630)×(0.65×0.8+3.95×0.6)=2.319　　ΔUb=ΔUb%×E2e/100=2.319×1200/100=27.8V　　　式中：　　ΔUb—变电站内部的额定电压损失；　　E2e—变电站二次侧额定电动势，取1200V；　　Sb1—变电站的计算容量，505.7kVA；　　Sbe—选择变电站的额定容量，630kVA；　　Ur—变压器通过额定电流时,内部电阻上压降的百分数Ur=ΔP/(Sbe×10)=4100/(630×10)=0.65；其中：ΔP为该变电站的短路损耗，查表得4100；cosφb、sinφb—变压器负荷的功率因数和相应的正弦值；取cosφb=0.8、sinφb=0.6；Ux——变压器通过额定电流时内部电抗上压降的百分数；Ux===3.95其中：Ud为额定电流时，变压器阻抗上压降的百分数；3.2、采煤机电缆的电压损失(70mm2、0.4km、65℃时计算)：电缆电阻：∑RL采煤机=RLL采煤机=0.346×0.4=0.1384Ω；121 电缆电抗：∑XL采煤机=XLL采煤机=0.078×0.4=0.0312Ω；电压损失：ΔUL采煤机=Ie(∑RL采煤机cosφj+∑XL采煤机sinφj)≈×231.6×(0.1384×0.7+0.0312×0.714)≈47.7VΔUL采煤机+ΔUb=47.7V＋27.8V=75.5V﹤117V，故选用的电缆合格。八、2303综采工作面供电系统短路电流计算Id（2）=Ue/2∑R=Rg/Kb2＋Rb＋Rd∑X=Xx＋Xg/Kb2＋Xb＋Xd式中：Id（2）―两相短路电流，A；∑R、∑X―短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；Xx―系统电抗值，Ω；Rg、Xg―高压电缆的电阻、电抗值，查表得：Rg=0.42Ω/km、Xg=0.08Ω/km；Kb―移动变电站的变压比；取8.72；Rb、Xb―移动变电站的电阻、电抗值，Ω；Rd、Xd―低压电缆的电阻、电抗值，查表；Ue—1#、2#、3#、4#移动变电站二次侧额定电压取1200V；2303轨道顺槽车场移变二次侧额定电压取690V。1、1#移动变电站二次侧出口端短路电流：Id6（2）∑R6=Rg/Kb2＋Rb＋Rd=0.42×1.71/8.72＋0.0204=0.08217∑X6=Xx＋Xg/Kb2＋Xb＋Xd=0.0288＋0.08×1.71/8.72＋0.1280=0.018716Id6（2）=Ue/2=1200/0.16504=7270A121 2、后部刮板输送机机头高速负荷端处短路电流：Id7（2）ΣR7=0.08217+0.448×0.4=0.26137ΩΣX7=0.018716+0.081×0.4=0.051116ΩId7（2）=Ue/2=1200/0.5279=2373A3、后部刮板输送机机头低速负荷端处短路电流：Id8（2）ΣR8=0.08217+0.616×0.4=0.32857ΩΣX8=0.018716+0.084×0.4=0.052316ΩId8（2）=Ue/2=1200/0.6626=1811A4、后部刮板输送机机尾高速负荷端处短路电流：Id9（2）ΣR9=0.08217+0.448×0.3=0.21657ΩΣX9=0.018716+0.081×0.3=0.043016ΩId9（2）=Ue/2=1200/0.43684=2747A5、后部刮板输送机机尾低速负荷端处短路电流：Id10（2）ΣR10=0.08217+0.616×0.3=0.26697ΩΣX10=0.018716+0.084×0.3=0.043916ΩId10（2）=Ue/2=1200/0.5377=2331A6、2＃移动变电站二次侧出口端短路电流：Id15（2）∑R11=Rg/Kb2＋Rb＋Rd=0.42×1.724/8.72＋0.0204=0.0788∑X11=Xx＋Xg/Kb2＋Xb＋Xd=0.0288＋0.08×1.724/8.72＋0.1280=0.0188Id11（2）=Ue/2=1200/0.1583=7580A7、前部刮板输送机机头高速负荷端处短路电流：Id16（2）ΣR12=0.0788+0.448×0.4=0.258Ω121 ΣX12=0.0188+0.081×0.4=0.0512ΩId12（2）=Ue/2=1200/0.5212=2302A8、刮板输送机机头低速负荷端处短路电流：Id17（2）ΣR13=0.0788+0.616×0.4=0.3252ΩΣX13=0.0188+0.084×0.4=0.0524ΩId13（2）=Ue/2=1200/0.6558=1829A9、刮板输送机机尾高速负荷端处短路电流：Id18（2）ΣR14=0.0788+0.448×0.3=0.2132ΩΣX14=0.0188+0.081×0.3=0.0431ΩId14（2）=Ue/2=1200/0.4301=2790A10、刮板输送机机尾低速负荷端处短路电流：Id19（2）ΣR15=0.0788+0.616×0.3=0.2636ΩΣX15=0.0188+0.084×0.3=0.044ΩId15（2）=Ue/2=1200/0.531=2359A11、3＃移动变电站二次侧出口端短路电流：Id11（2）∑R16=Rg/Kb2＋Rb＋Rd=0.42×1.717/8.72＋0.0167=0.0825Ω∑X16=Xx＋Xg/Kb2＋Xb＋Xd=0.0144＋0.08×1.717/8.72＋0.1246=0.01715ΩId16（2）=Ue/2=1200/0.1655=7250A12、综采工作面照明综保出口端短路电流：Id12（2）∑R17=1.37×0.015＋0.0825=0.10305Ω∑X17=1.37×0.09＋0.01715=0.14045ΩId17（2）=Ue/2=1200/0.2455=4887A121 13、1#乳化液泵出口端短路电流：Id13（2）∑R18=0.025×0.616+0.0825=0.0979Ω∑X18=0.025×0.084+0.01715=0.01925ΩId18（2）=Ue/2=1200/0.1965=6106A14、采煤机负荷端处短路电流：Id14（2）ΣR19=0.0825+0.315×0.4=0.2085ΩΣX19=0.01715+0.078×0.4=0.04835ΩId19（2）=Ue/2=1200/0.4216=2846A15、4＃移动变电站二次侧出口端短路电流：Id20（2）∑R20=Rg/Kb2＋Rb＋Rd=0.42×1.731/8.72＋0.0167=0.0832Ω∑X20=Xx＋Xg/Kb2＋Xb＋Xd=0.0144＋0.08×1.731/8.72＋0.1246=0.01728ΩId20（2）=Ue/2=1200/0.1669=7189A16、转载机负荷端处短路电流：Id21（2）ΣR21=0.0832+0.616×0.45=0.3604ΩΣX21=0.01728+0.084×0.45=0.05508ΩId21（2）=Ue/2=1200/0.7268=1651A17、破碎机负荷端处短路电流：Id17（2）ΣR23=0.0832+0.616×0.44=0.35424ΩΣX23=0.01728+0.084×0.44=0.05424ΩId23（2）=Ue/2=1200/0.7143=1679A18、2#乳化液泵负荷端处短路电流：Id23（2）ΣR23=0.0832+0.616×0.025=0.0986ΩΣX23=0.01728+0.084×0.025=0.01938Ω121 Id23（2）=Ue/2=1200/0.1979=6063A19、2303轨道顺槽车场移动变电站二次侧出口端短路电流：Id25（2）∑R24=Rg2/Kb2＋Rb＋Rd=0.42×0.74/152＋0.0056=0.00698∑X24=Xx＋Xg/Kb2＋Xb＋Xd=0.0415＋0.08×0.74/152＋0.0048=0.046563Id24（2）==1200/0.1979=6063A九、2303综采工作面供电系统变压器的整定1、1＃移变低压侧整定1.1过载保护Ie=KxΣIne=1×320/(1.732×1.14×0.7)=231.5A取230A；过载保护延时时限：10s。1.2短路保护Iz≥IQ＋KxΣIe=116×8×2=1856A取1850A；1.3校验：K=Kd/Iz=7270÷1850=3.929>1.5合格；2、2＃移变低压侧整定2.1过载保护：Ie=KxΣIne=320÷1.732÷1.14÷0.7=231.5A取230A；过载延时时限：10s。2.2短路保护：Iz≥IQ＋KxΣIe=116×8×2=1856A取1850A；2.3校验：K=Kd/Iz=7580÷1850=4.09>1.5合格；3＃移变低压侧整定3.1过载保护Ie=KxΣIne=0.75×539.5/(1.732×1.14×0.7)=292.7A取295A；过载保护延时时限：10s。3.2短路保护Iz≥IQ＋KxΣIe=98×2×8＋101=1669A取1670A；3.3校验：K=Kd/Iz=7250÷1670=4.341>1.5合格；4、4＃移变低压侧整定：121 4.1、过载保护Ie=KxΣIne=0.65×380/(1.732×1.14×0.7)=178A取180A；过载延时时限：10s。4.2、短路保护Iz≥IQ＋KxΣIe=104×8+2×80.3=992A取1000A；4.3、校验：K=Kd/Iz=7189÷1000=7.189>1.5合格；5、2303轨道顺槽车场移变低压侧整定5.1、过载保护:Ie=KxΣIne=0.776×570.5/(1.732×0.66×0.77)=509A取510A过载延时时限：10s。5.2、短路保护Iz≥IQ＋KxΣIe=157×8×2+213=2725A取2725A；5.3、校验：K=Kd/Iz=6063÷2725=2.234>1.5合格；十、2303胶带顺槽、2303轨道顺槽供电系统中低压电缆的选择和校验2303胶带顺槽胶带输送机为双机功率为2×160kW,为确保供电的安全可靠性，动力电缆选为MY-0.66/0.383×70+1×25型电缆。1、按照长时间负荷电流与机械强度进行校验：MY-0.66/0.383×70+1×25型电缆允许长时间负荷电流：215A。1.1、2303胶带顺槽电缆选择：计算知：Ie=KxΣIne=0.655×570.5/(1.732×0.66×0.77)=424.5A。因此须向胶带输送机头另敷设一路MY-0.66/0.383×70+1×25型电缆后，即两路MY-0.66/0.383×70+1×25型电缆进行供电。则：Ig=424.5≤Iy=2×215A,所选择电缆截面满足使用要求。2、按照允许电压损失校验电缆截面2.1、正常运行状态下的电压损失校验：根据《供电规程》和胶带输送机拖动电机的起动电压要求，从变电站到配电点的允许电压损失不允许超过10％。2.2、正常运行时，变电站内部的电压损失：121 ΔUb%=(Sb5/Sbe)·(Urcosφb+Uxsinφb)=(525.6/630)×(0.92×0.8+3.93×0.6)=2.6ΔUb=ΔUb%×E2e/100=2.6×690/100=17.9V式中：ΔUb—变电站内部的额定电压损失；E2e—变电站二次侧额定电动势，取690V；Sb5—变电站的计算容量，525.6kVA；Sbe—选择变电站的额定容量，630kVA；Ur—变压器通过额定电流时,内部电阻上压降的百分数Ur=ΔP/(Sbe×10)=4600/(630×10)=0.73；其中：ΔP为该变电站的短路损耗，查表得4600；cosφb、sinφb—变压器负荷的功率因数和相应的正弦值；取cosφb=0.8、sinφb=0.6；Ux—变压器通过额定电流时内部电抗上压降的百分数Ux===3.93其中：Ud为额定电流时，变压器阻抗上压降的百分数；2303胶带顺槽电缆所带全部负荷∑Pe=375.5kW，Ue=0.66kV，最远端电缆总长L=1400m，截面为70mm²、（铜芯）本线路负荷为：48kW,查得R0=0.448Ω/km，X0=0.081Ω/km；ΔUL=690-(660×90％)=96V70mm2、电缆电压损失：△Ud=Pe×Kx×L×1000/D×Ue×Szη式中：Pe为本线路功率；D—导电率，取53；Kx—负荷系数，取0.54；121 L—电缆长度，1400m；Sz—电缆截面，70mm²；η—电机效率，取0.9。△Ud=48×0.54×1400×1000/53×690×70×0.9≈15.7V△UL=96V＞△Ud≈15.7+17.9=33.6V因此：所选电缆能够满足运行要求。十一、2303胶带顺槽、2303轨道顺槽、2303轨道顺槽车场供电系统中短路电流计算Id（2）=Ue/2∑R=Rg/Kb2＋Rb＋Rd∑X=XX＋Xg/Kb2＋Xb＋Xd式中：Id（2）―两相短路电流，A；∑R、∑X―短路回路内一相电阻、电抗值的总和，Ω；XX―系统电抗值，Ω；Rg、Xg―高压电缆的电阻、电抗值，查表得：Rg=0.42Ω/km、Xg=0.08Ω/km；Kb―移动变电站的变压比；取15；Rb、Xb―移动变电站的电阻、电抗值，Ω；Rd、Xd―低压电缆的电阻、电抗值，查表；Ue—移动变电站二次侧额定电压；取690V；1、2303胶带顺槽1-400-#馈电进线处短路电流：Id26（2）；∑R26=0.00698+0.315×0.2×0.5=0.03848∑X26=0.046563+0.078×0.2×0.5=0.054363Id26（2）=Ue/2=690/0.1657=4164A2、2303胶带顺槽胶带输送机电机处短路电流：Id27（2）121 ∑R27=0.00698+0.315×0.21=0.07313∑X27=0.046563+0.078×0.21=0.2103Id27（2）=Ue/2=690/0.2347=2939A3、2303胶带顺槽胶带输送机涨紧绞车电机处短路电流：Id28（2）∑R28=0.00698+0.315×0.215+0.616×0.002+5.5×0.03=0.2409∑X28=0.046563+0.078×0.215+0.084×0.002+0.101×0.03=0.06653Id28（2）=Ue/2=690/0.4906=1406A4、2303胶带顺槽照明综保进线处短路电流：Id29（2）∑R29=0.00698+0.315×0.21+0.616×0.002+5.5×0.02=0.1843∑X29=0.046563+0.078×0.21+0.084×0.002+0.101×0.02=0.06513Id29（2）=Ue/2=690/0.37708=1829A5、2303胶带顺槽1#排沙泵电机处短路电流：Id30（2）∑R30=0.00698+0.315×1.6+3.69×0.025=0.6032∑X30=0.046563+0.078×1.6+0.095×0.025=0.1737Id30（2）=Ue/2=690/1.2667=544A6、2303胶带顺槽2#排沙泵电机处短路电流：Id31（2）121 ∑R31=0.00698+0.315×1.62+3.69×0.025=0.6095∑X31=0.046563+1.62×0.078+0.095×0.025=0.1752Id31（2）=Ue/2=690/1.2803=538A7、2303轨道顺槽无极绳绞车电机处短路电流：Id32（2）∑R32=0.00698+0.448×0.1+0.02×1.37=0.0791∑X32=0.046563+0.081×0.1+0.02×0.084=0.0563Id32（2）=Ue/2=690/0.1645=4194A8、2303轨道顺槽无极绳绞车液压站电机处短路电流：Id33（2）∑R33=0.00698+0.448×0.1+0.023×5.5=0.17678∑X33=0.046563+0.081×0.1+0.023×0.101=0.05688Id33（2）=Ue/2=690/0.36003=1916A9、2303轨道顺槽照明综保进线处短路电流：Id34（2）∑R34=0.00698+0.448×0.1+0.004×5.5=0.07378∑X34=0.046563+0.081×0.1+0.004×0.101=0.05506Id34（2）=Ue/2=690/0.1536=4492A10、2302胶带顺槽双速绞车电机处短路电流：Id35（2）∑R35=0.00698+0.315×0.08+1.37×0.025=0.06643∑X35=0.046563+0.08×0.078+0.09×0.025=0.05505Id35（2）=Ue/2=690/0.1389=4967A121 11、2303轨道顺槽双速绞车电机处短路电流：Id36（2）∑R36=0.00698+0.315×1.52+3.69×0.025=0.57803∑X36=0.046563+1.52×0.078+0.095×0.025=0.16749Id36（2）=Ue/2=690/1.21216=569A12、2302胶带顺槽1-400-#馈电进线端处短路电流：Id37（2）ΣR37=0.00698+0.448×0.08=0.04282ΩΣX37=0.046563+0.081×0.08=0.05304ΩId37（2）=Ue/2=690/0.09126=7560A十二、2303胶带顺槽供电短路整定1、2303胶带顺槽1-400-#馈电开关整定1.1、过载保护Ie=KxΣIne=0.737×133.5/(1.732×0.66×0.76)=113.2A取115A1.2、短路保护Iz≥IQ=115×6=690A取690A；1.3、校验：K=Kd21/Iz=7560÷690=10.9>1.5合格。2、2303胶带顺槽1-400-#馈电开关整定2.1、过载保护Ie=KxΣIne=0.655×375.5/(1.732×0.66×0.77)=279.4A取280A；2.2、短路保护Iz≥IQ＋KxΣIe=157×8×2＋66=2578A取2580A；2.3、校验：K=Kd28/Iz=4164÷2580=1.61>1.5合格。主要整定值表型号过载整定短路整定灵敏系数1#移变低压侧230A1850A3.932#移变低压侧230A1850A4.09121 3#移变低压侧295A1670A4.3434#移变低压侧190A1020A7.192302胶带顺槽车场移变低压侧495A2725A2.232302胶带顺槽1-400-#馈电115A690A10.902303胶带顺槽1-400-#馈电280A2580A1.61注：电压等级为660V的起动器的过载整定值为电机额定功率的1.15倍；电压等级为1140V的起动器的过载整定值为电机额定功率的0.67倍，短路保护均取过载整定值的5～7倍。十三、2303综采工作面设备配电点开关选型1、2303工作面移动变电站配电点KBSGZY-630/10/1.2型移动变电站2台，KBSGZY-500/10/1.2型移动变电站2台，组合开关QJZ-4×315D型4台，BZX-4/0.127/1.14照明综保1台，信号通讯控制等附属装置一套，瓦斯断电仪1套。2、2303轨道顺槽车场、2303胶带顺槽KBSGZY-630/10/0.69型移动变电站1台，KBZ-400/1140(660)V型馈电开关1台，QJZ2-80N型开关1台3、2303胶带顺槽QJR-400/1140(660)V型起动器2台，QJZ2-80N型开关2台，QJZ2-60型开关4台，ZBZ-4.0/1140(660)V型照明综保1台。4、2303轨道顺槽QBD-120N型开关1台，QJZ2-60型开关1台，ZBZ-4.0/1.14(0.66)型照明综保1台、QJZ2-80N型开关1台。121 第四节　供、排水系统《煤矿安全规程》规定：矿井必须建立完善的防尘供水系统。没有防尘供水管路的采掘工作面不得生产。主要运输巷、带式输送机斜井与平巷、上山与下山、采区运输巷与回风巷、采煤工作面运输巷与回风巷、掘进巷道、卸载点等地点都必须敷设防尘供水管路，并安设支管和阀门。一、供水系统1、供水水源矿井工业场地地面生活、生产、消防用水及井下生产和消防用水采用第四系孔隙含水层的潜水作为供水水源。能够提供满足本矿井用水量及生产生活用水水质要求。根据矿井水文地质调查报告，井下正常涌水量为1000m3/d，最大涌水量为2400m3/d，该矿井水排至地面，经一定的水质处理后作为生产用水的供水水源。2303综采放顶煤工作面供水来自工业场地蓄水池，采用静压供水方式。消防与洒水合用一趟Φ159管道，经主斜井井筒至井下。在井底车场附近的管道上设有减压阀，以满足井下水供水水压、水量的需要。2、供水系统地面蓄水池池→主斜井→工作面轨道顺槽（胶带顺槽）→切眼（其它用水地点）3、用水量工作面采煤机内外喷雾和支架架前、架后喷雾采用喷雾泵加压方式。采煤机内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于1.5MPa。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。4、水压、水质要求121 ⑴喷雾泵进水压力必须满足工作面用水要求，如水压不够，检查进水过滤器是否堵塞，进水管路是否堵塞或泄露，检查静压水压力、流量是否达到工作面所需要求。⑵悬浮物含量不得超过150mg/L。⑶悬浮物的粒度直径不得大于0.3mm。⑷PH值为6～9。⑸水中各种菌群数量必须达到卫生标准要求。⑹检修工每班对过滤器、管路、水质进行检查，如发现不否合要求，必须清洗或更换。5、管路铺设根据《煤矿井下消防洒水设计规范》的要求：在2303综采放顶煤工作面的胶带顺槽铺设一条Φ108的供水管路，每50m设置一个三通；在工作面轨道顺槽，各铺设一条Φ108的供水管路，每100m设置一个闸门；采掘工作面入口、回采工作面进口、回风巷口、带式输送机机头处均设置一个闸门和三通；在采掘工作面及运输机转载点等产生煤尘的地方设置洒水除尘装置。在回风顺槽和回风大巷的连接处均设置弧形水幕用来净化风流。二、排水系统1、涌水量矿井正常涌水量为41.67m3/h，最大涌水量为100m3/h。采煤工作面涌水主要来自采空区积水，预计2303工作面顶板涌水量约5.5m3/h。2、主排水设备矿井井下排水系统及主排水设备已形成，井底设有水泵房，矿井涌水经敷设于副斜井斜井中的两趟Φ159×6排水管路排至地面井下水处理站水池。121 井下主排水泵房设置2台MD155-30×5型多级离心泵，流量155m3/h，扬程150m；配套电机YB315S—4电动机，功率110kW，电压660V，正常涌水时期一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水时期开两台。永久水仓容量800m3；沿副斜井井筒、轨道下山敷设两趟φ194×6mm无缝钢管，正常涌水量时一趟工作，一趟备用；最大涌水量时两趟同时工作，使矿井具有较强的抗水灾能力。3、工作面排水系统采区内2303工作面及顺槽巷道积水通过临时水仓，由BQS25/50/7.5N水泵4台（2用2备），上、下顺槽分别敷设一趟Ф108mm管路，排入采区轨道下山，通过水沟进入永久水仓。第五节　通信系统一、设计依据1、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）2、《煤矿安全规程》3、相关专业提供的资料二、矿井调度通信及移动通信行政电话选用SH-3000型640线数字程控电话交换机一台，安装在矿井办公楼。行政电话交换机的用户单元接至各办公室、行政福利设施等固定用户话机；并通过环路中继板与矿井调度交换机建立中继连接；对外，经STM—1光同步传输系统以2×2Mb/s(60话路)数字中继与伊宁县潘津乡数字程控交换机建立中继连接，接入本地电话网。中继信令采用7号共路信令。调度电话选用KT30型矿井调度电话系统一套，初装容量固定用户100线、移动用户50线，安装在矿井调度室。调度电话系统121 担负全矿地面及井下各生产部门的调度通信联络；可实现生产调度总机与分机之间直呼、组呼、强插、强拆等功能，通过设置用户权限，高级别用户可强拆低级别用户。该系统可对有线电话用户、无线电话用户混合组网、统一编号，实现矿井移动用户、固定用户的统一调度和指挥。用户单元接至地面矿主要负责人办公室、生产区队办公室、地面提升、通风、变电、压风、矿灯充电等重要场所的固定用户话机，及井下变电所、排水泵房、装卸载点、采煤面及其进回风巷道、掘进面及其巷道、采区及水平最高点、永久避难硐室、局扇处等重要场所的本安型话机，井下巡检维修人员、管理人员等的本安型手机。井下主排水泵房、井下中央变电所、井下移动救生舱、永久避难硐室、爆破时撤离人员集中地点、地面变电所、地面通风机房与调度室直接联系，救护队与调度室设直通电话并配置无线话机。综采工作面及其轨道、运输顺槽，地面和井下变电所，防火灌浆站与灌浆地点间分别设置矿用选号式报警广播电话机，并以专线连接，构成综采工作面直通电话、电力直通电话、防火灌浆直通电话。调度交换机通过环路中继板与矿井行政交换机建立中继连接。二、2303工作面通信系统2303胶带顺槽胶带输送机机头、2303轨道顺槽设备列车处、2303胶带顺槽转载机机头处、2303综采工作面上端头处各安装一部直通地面的电话，工作面每隔15m安装一台组合扩音闭锁电话用于作业人员联系和闭锁构成一套完整的生产和应急救援使用的通信联络系统。第六节　安全监测、监控系统一、概述本矿井设计生产能力0.9Mt/a，属低瓦斯矿井，同时，该矿井无瓦斯及煤突出，煤尘具有爆炸性，煤层易自燃。矿井设主、副井及风井各1个，井下中央变电所1座，永久避难硐室1座。121 根据矿方提供，本矿井已安装一套KJ95N型煤矿安全生产综合监控系统。本矿井在井下同时设置有1套JSG9煤矿自燃火灾束管监测系统、1套矿井人员安全监测系统。矿井人员安全监测系统，用于井下人员实时监测查询、报警、统计考勤，及时掌握井下人员的数量及分布情况和活动踪迹。二、监测、监控和传输设备（一）监测、监控设备选择（1）地面中心站地面中心站设在矿办公室内。站内设备配置：监控主机2台，互为备用，显示器2台，打印机2台，服务器1台，传输接口1台，不间断电源1台，雷击保护装置1台及系统软件1套。（2）分站在地面通风机房、井下采掘工作面等处设监控分站16台，分站所带瓦斯传感器、一氧化碳传感器、温度传感器、烟雾传感器、风门传感器、开停传感器、馈电传感器、风速传感器、负压传感器等。（二）传输设备及器材选择监测监控系统的主干线路经井口房避雷器由副斜井引至井下，电缆采用MHYV32型阻燃信号电缆。干线电缆及传感器电缆均采用了矿用阻燃信号电缆，构成全矿井的监测监控系统传输网络。三、监测设备各类传感器布置本矿井建设规模0.90Mt/a，传感器按低瓦斯矿井，煤层易自燃，煤尘有爆炸性，井下按1个综采工作面、1个顺槽综掘工作面1个永久避难硐室等配置。1、2303综采工作面传感器的设置121 工作面上隅角设瓦斯传感器1台，工作面设瓦斯传感器及声光报警器各1台，工作面回风巷道中设置瓦斯传感器1台，工作面回风巷道中部设瓦斯传感器2台。工作面胶带机电控硐室设温度传感器1台，胶带机滚筒下风侧设烟雾传感器及一氧化碳传感器各1台。工作面及其回风巷分别设一氧化碳传感器1台，工作面回风巷设温度传感器1台，工作面设粉尘浓度传感器1台，工作面设风速传感器1台，工作面设粉尘浓度传感器、风速传感器、二氧化碳传感器各1台。工作面及其轨道顺槽、采煤机的馈电开关处分别设断电器及馈电状态传感器各1台。工作面采煤机上设机载式瓦斯断电控制仪1台。五、煤矿井下人员定位系统本矿井配备一套KJ69J型矿用人员定位监测系统。该系统由监控主站及井下无线数据监测分站、下井人员无线编码发射器、信号电缆等组成。可实现对井下人员的位置、出/入井时刻、出/入重点区域和限制区域时刻、工作时间、活动路线、井下和重点区域人员数量等情况的监测、显示、打印、存储、查询、报警、管理等功能，及时掌握井下人员的动态分布及作业情况，提高煤矿的安全生产能力。第七节　防灭火系统一、煤层自然发火的防治措施根据新疆通安矿山安全检测检验中心（有限公司）提供的《煤自燃倾向性检验报告》（2012年2月），23号煤层属于Ⅱ级容易自燃。根据《煤矿安全规程》的规定：“开采容易自燃和自燃煤层的矿井，必须采取综合预防煤层自然发火的措施”、“开采容易自燃和自燃的煤层时，必须对采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性灌浆或全部充填、喷洒阻化剂、注阻化泥浆、注凝胶、注惰性气体、均压等措施”。所以，针对矿井已有设备购置情况，设计采用预防性黄泥灌浆为主，辅助注氮、均压防灭火的综合防灭火措施121 ，同时在工作面建立火灾预报束管监测系统，发挥多种防灭火工艺各自的优点，确保矿井安全生产。二、灌浆防灭火系统1、灌浆系统及方法为了节省投资和占地，便于灌浆和管理，本次设计采用集中灌浆系统，灌浆站布置在风井工业场地，靠近主井一侧。灌浆系统为：灌浆管路由灌浆站进入风井，由风井敷设管路通过23煤采区回风下山，工作面轨道顺槽，到达综采工作面。灌浆方法为随采随灌，对工作面进行预防性灌浆。2、灌浆参数计算（1）灌浆站工作制度灌浆站工作制度与矿井工作制度一致，年工作日330天，每天三班作业，每班工作6h，每天纯灌浆时间18h。3、灌浆参数的计算及确定⑴日灌浆所需土量Q±1＝K（G/r）=0.1×（3524/1.28）＝275.3m3/d式中：G——矿井日产量，G＝3524t；K——灌浆取土系数，K＝0.1；r——煤的平均容重，r=1.28t/m3。⑵日灌浆实际开采土量Q±2＝α·Q±1＝1.1×275.3＝302.8m3/d式中：α——取土系数⑶灌浆泥水比的确定121 根据国内类似矿井的经验数据，一般取为1：4。可根据该矿井实际情况调整灌浆泥水的比例。⑷每日制浆用水量：Q水1＝Q±2·δ＝238×4＝952m3/d式中：δ——灌浆泥水比的倒数，δ＝4。⑸每日灌浆实际用水量：Q水2＝Q水1×K水＝952×1.2＝1142.4m3/d式中：K水——用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数。⑹每日灌浆量：Q浆＝（Q水1＋Q±2）×M＝（952＋238）×0.91＝1082.9m3/d式中：M——泥浆制成率，M＝0.91。⑺泥浆密度根据附近相似矿井使用情况，泥浆密度取1.13t/m3。3、泥浆的制备（1）土源、水源及取土方式实施的防火灌浆土源可就近取土，不足部分采用粉煤灰灌浆，粉煤灰来源于附近地区的自备电站、电厂及周边城市的供热企业。从取土场取土运至灌浆站制浆池，将黄土铲进泥浆搅拌池经搅拌后进入灌浆管路，送入回采工作面。制浆用水利用井下排出的水处理后输入灌浆站清水池进行制浆，不足部分由生活用水提供。（2）制浆方式灌将站设在距风井50m处，站内布置2个泥浆搅拌池（60m3121 ），采用机械搅拌方式。4、灌浆管路经计算，地面灌浆给水管道采用Φ108×6无缝钢管，输浆管道采用Φ108×6无缝钢管，管道联接亦采用快速接头。井下灌浆干管选用Φ159×6型无缝钢管，支管选用Φ108×6型无缝钢管，管路采用法兰与快速管接头连接。在每次灌浆前后应用清水清洗管路，以免堵管。（二）注氮防灭火系统1、灌浆系统及方法矿井设计采用地面固定制氮系统，根据本矿井具体条件，采用埋管注氮工艺，注氮方式视具体情况采用开放式注氮或封闭式注氮，注氮方法根据采空区埋管气样分析结果采用间歇性注氮。3、注氮量计算确定注氮量主要是根据防灭火区的空间大小及自燃程度确定，本矿井按工作面的产量、吨煤注氮量、瓦斯量进行计算。⑴按工作面产量计算此法计算的实质是在单位时间内注氮充满采煤所形成的空间，使氧气浓度降到防灭火惰化指标以下。QN=[A/(1440ptn1n2)]×(C1/C2－1)=[900000/(1440×1.28×330×90%×75%)]×(20.8%/7%－1)=4.32m3/min式中：QN—注氮流量，m3/min；A—年产量，取900000t；t—年工作日，取330d；121 p—煤的密度，1.28t/m3；n1—管路输氮效率，取90%；n2—采空区注氮效率，取75%；C1—空气中的氧浓度，取20.8%；C2—采空区防火惰化指标，取7%。⑵按吨煤注氮量计算此法计算是指工作面每采出1t煤所需的防火注氮量，根据国内外的经验，每吨煤需5m3氮气量，可按下式计算注氮流量：QN=5AK/330×60×24=5×900000×93%/330×60×24=8.81m3/min式中：QN—注氮流量，m3/min；A—年产量，取900000t；K—工作面回采率，取93%。⑶按瓦斯涌出量计算QN=QcC/(10－C)=1278×0.5%/（10-0.5%）=0.64m3/min式中：QN—注氮流量，m3/min；Qc—工作面通风量，取1278m3/min；C—工作面回风流中的瓦斯浓度，取0.5%。⑷注氮量确定根据上述计算结果，注氮流量取大值8.81m3/min121 ，考虑1.3的备用系数，全矿井注氮量按700m3/h考虑。3、氮气制备（1）设备设计选用一台KGZD-700型地面固定式制氮机，注氮管路从地面到井下均选用Φ108×6无缝钢管一趟。4、注氮管路敷设注氮管路沿制氮站、工业场地、主斜井、胶带运输下山、综采工作面轨道顺槽敷设。地面管道采用埋设方式铺设，埋深为冻结深度以下四、束管监测系统（1）利用JSG9井下自燃火灾束管监测系统，对2303工作面采空区的气体进行检测分析，以便对煤层自燃火灾科学地作出预测预报。（2）束管监测系统可并入矿井集中监测监控系统，作为矿井集中监测监控系统的一个子系统。（3）采煤工作面采空区：布置三个测点，位于回风巷采空区距切顶线30、60、90m处，采用束管埋管，交替前移。埋入采空区的束管管口取样点处，应用大块矸石或木跺防护，以防止浮煤堵塞束管取样口。铁管吊挂在上帮距巷道底板1.8m的位置，束管入口处的敷设要平、直、稳，且与动力电缆的间距不得小于O.5m。（4）不得损坏束管入口处按设的滤尘器。（5）工作面拉移支架时，首先要挂好束管，不得扯断塑料管。（6）当CO、CO2、CH4、C2H2、C2H4、O2、N2等气体浓度不符合《煤矿安全规程》的有关规定时，必须采取相应的处理措施。第八节　压风系统121 根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局《关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、除尘供水系统的紧急通知》（安检总煤行[2007]167号）文件要求“所有矿井必须安装压风系统，空气压缩机必须安装在地面”的精神。矿井工业场地内地面空压站安设选择AED110A型螺杆式空压机三台，单台空压机排气量23m3/min，排气压力0.75MPa。两台工作，一台备用。功率110kW，电压等级为10kV。正常生产时一台工作，一台备用，一台检修，可满足井下用风要求。采用电控全自动方式，当系统压力达到设定之压力上限时，压力开关动作，自动切断电机电源，空压机停转。当系统压力降到设定之压力下限时，压力开关动作，自动接通电机电源，空压机恢复运转。压风管为Φ159×4.5mm，压力为0.85Mpa的无缝钢管，沿主井、副井敷设下井至2303综采工作面，经过管路损失满足要求。保护措施：空气压缩机必须有压力表和安全阀；必须装设断油保护装置或断油信号显示装置；必须装设温度保护装置，在超温时能自动切断电源；吸气口必须装设过滤装置。空气压缩机的风包，在地面应设在室外阴凉处。风包应装有超温保护装置，在超温时可自动切断电源和报警。风包上必须装有动作可靠的安全阀和放水阀，并有检查孔。在风包出口管路上必须加装可靠的释压阀，且释压阀的口径不得小于出风管的直径。第九节　紧急避险系统根据《关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》（安监总煤装〔2010〕146号），以及国家煤矿安监局研究起草了《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定（征求意见稿）》（安监总煤装〔2011〕15号），要求“瓦斯矿井应在距离采掘工作面1000米范围内建设避难硐室或设置可移动式救生舱”。根据本矿井实际情况，考虑在井下2303121 工作面条带长度1133m，井下设置1个井底车场永久避难硐室，同时，在井下采掘工作面各设临时避难硐室。一、井下避难硐室1、硐室位置选择设计在23号煤层井底车场附近23号煤采区运输石门西侧，施工井下永久避难硐室。永久避难硐室由过渡室和生存室等构成，采用向外开启的两道隔离门结构。两道隔离门之间为过渡室，第二道隔离门以内为生存室。过渡室内设压缩空气幕和压气喷淋装置。第一道隔离门上设观察窗，靠近底板附近设单向排水管和单向排气管。2、人员安排设计井下避难所最多可容纳人员为69人。3、硐室尺寸及支护设计避难硐室长度45m（含两端过渡室及防爆墙各5m），设计硐室采用直墙半圆拱断面，净宽2.4m，净高3.0m，硐室支护方式由喷浆层、砌碹、钢筋混凝土层组成。锚网喷联合支护。4、避难硐室系统组成为了保证避难硐室内人员的生存和设备的正常运行，共设置了7大系统，分别是防火防爆系统、密闭缓冲系统、气幕隔绝系统、供氧系统、通信系统、监测监控系统及附属系统。5、硐室内设置要求（1）永久避难硐室两侧各设置两道正反向隔离防爆密闭门，防爆门及防爆墙按要求可承受不小于约为0.10Mpa的爆炸压力，构造坚固。（2）避难硐室内两侧设置与外界相通的单向排气管，室内一侧的管口靠近硐室底板。121 （3）灾害发生可能使避难硐室内的氧气暂时不符合空气质量要求，可使用硐室内存放的1个氧气钢瓶。（4）硐室内地面应高于巷道底板0.20m，硐室内设单向排水管。（5）硐室内设1条专用照明电缆、1条专用通讯电缆、1条专用监测电缆、1趟一寸专用饮用水管路通过地面钻孔（D400mm）与地面联系。（6）为防止井下火灾烧毁密闭门，采取向密闭门外部洒水喷雾的办法，阻止火焰蔓延。密闭门外侧巷道上部设一寸钢管距密闭门200mm，每200mm设一个喷嘴，另外硐室两端外部门的内侧均设喷水防火系统，且管路供水控制必须在硐室内。防爆墙的墙体均设置防火观察孔。（7）硐室内设有直通矿调度室电话，该线路为专用线路，另外，硐室内应设有电子眼可以监视到硐室内每个角落（除卫生间外），以便地面救护小组更清楚的掌握避难硐室的情况，采取更有效的救护措施。（8）空气检测系统专用监测系统用于避难硐室，内设甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器和烟雾传感器。避难人员进入硐室后，必须首先观察传感器显示数值，及现场情况作出判断，是否需要利用硐室压风系统改变硐室环境。（9）硐室内设置自动启动系统专用按钮，当第一个避难人员进入硐室后，立即按动按钮，自动启动系统立即开始工作。永久避难硐室安全及救护装备121 序号名　称规格及型号单位数量备注1矿用隔爆型备用电池箱KDC—24个12矿用隔爆兼本质安全直流稳压电源KDW99-7/24个13红外甲烷传感器GJG100H（A）个1测量范围1～100％4氧气传感器GHY25个1测量范围0～25％5一氧化碳传感器GTH500（B）个1测量范围0～500PPM6温度传感器GW50（A）台1测量范围0～50℃7红外线二氧化碳传感器GRG5H台1测量范围0～5％8作业人员管理系统终端KJ251台19矿用红外摄像仪SBT127/230G台210矿用电话部311自动苏生器MZS-30台212隔绝式压缩氧自救器ZY45台2额定保护时间45min13集便器个214矿用防爆日光灯个415矿灯个3016急救箱个117担架副118工具箱个119座椅条69121 第八章技术和管理要求第一节采煤机操作1、采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。采煤机因故暂停时，必须打开隔离开关和离合器。采煤机停止工作或检修时，必须切断电源，并打开其磁力起动器的隔离开关。启动采煤机前，必须先巡视采煤机四周，确认对人员无危险后，方可接通电源。2、工作面遇有坚硬夹矸层或黄铁矿结核时，应采取松动爆破措施处理，严禁用采煤机强行截割。3、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。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。4、采煤机上的控制按钮，必须设在靠采空区一侧，并加保护罩。5、更换截齿和滚筒上下3m以内有人工作时，必须护帮护顶，切断电源，打开采煤机隔离开关和离合器，并对工作面输送机施行闭锁。6、采煤机用刮板输送机作轨道时，必须经常检查刮板输送机的溜槽联接、挡煤板导向管的联接；采煤机为无链牵引，齿轨的安设必须紧固、完整，并经常检查。必须按作业规程规定和设备技术性能要求操作、推进刮板输送机。7、采煤机在开机过程中，任何人不得在距前后滚筒10m范围内的挡煤板外侧行走或停留。采煤机司机必须在机组和挡煤板的掩护下操作（或在支架内操作），以防滚筒甩出煤块或煤壁片帮而伤人。8、采煤机在机头、机尾斜切进刀时，在相应端头距工作面煤壁5.0m范围的巷道内严禁有人。121 9、采煤机组更换大件或进入机道检修时，作业前必须采取措施，将机道上方端面距范围的顶煤维护好。10、使用支架前探梁起吊机组大件时，在起吊位置附近10m内严禁任何人停留。12、对接采煤机组部件时，严禁任何人将身体的任何部分伸到两对口之间，以防发生意外挤伤事故。第二节刮板输送机操作1、采煤工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，发出信号点的间距不得超过15m。在转载机检修时，将开关打到零位并闭锁，闭锁装置打在闭锁位置；若发现转载机断链、落道等故障及拉入杂物需停转载机时，由刮板输送机司机负责迅速将闭锁装置打在闭锁位置而停机以待处理。2、刮板输送机的液力偶合器，必须按所传递的功率大小，注入规定量的难燃液，并经常检查有无漏失。易熔合金塞必须符合标准，并设专人检查、清除塞内污物。严禁用不符合标准的物品代替。3、刮板输送机严禁乘人。用刮板输送机运送物料时，必须有防止顶人和顶倒支架的安全措施。4、移动刮板输送机的液压装置，必须完整可靠。移动刮板输送机时，必须有防止冒顶、顶伤人员和损坏设备的安全措施。必须打牢刮板输送机的机头、机尾锚固支柱。5、开机前，必须先进行试运转。试运转时，各司机之间必须相互联系清楚，并发出开机信号，再正式起动。6、司机启动后刮板输送机后，放煤工要控制好支架后摆梁角度，以防放下大块矸石，扳链发生断链事故。121 7、司机要站在支架前操作，不得正对刮板输送机机头部或坐在减速机上操作，防止大块煤矸挤伤。第三节　带式输送机操作1、必须使用阻燃输送带。带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料。2、必须装设驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置。3、应装设温度保护、烟雾保护和自动洒水装置。4、带式输送机巷道中行人跨越带式输送机处应设过桥。5、带式输送机严禁乘人。运送物料时，必须有防止顶人和顶倒支架的安全措施。第四节　液压支架操作1、检修时必须保证支架操纵阀无漏窜液现象，液压管路无跑、冒、滴、漏。安全阀、千斤顶等液压元件运行可靠，对安全阀、液压管路等易损元件必须提前备齐备全。2、支架工操作时，应站在座箱内，面向煤壁操作；移架时支架前方不得有人停留；支架操作完毕或操作过程中停泵时，必须将手把恢复到零位。拉移支架时要做到快降、快拉、快升，及时支护顶板。3、操作端头支架时，严禁任何人员通过。在机头回撤单体支柱时，必须停机闭锁，方可作业。4、乳化泵站压力保持在31.4MPa，初撑力必须达到泵站压力的80％以上，乳化液浓度为3%～5%。泵站所用液管必须与电缆分离铺设整齐，以免将电缆振坏。5、修或处理支架故障需停泵时，检修人员必须与泵站工相互联系清楚，检修结束后由检修人员通知泵站工方可开泵，否则，泵站工严禁随意停开泵。121 6、要求行人必须快速通过上下安全出口，不得在工作面超前50m范围内停留或单独作业。7、检查所有支架立柱、平衡千斤顶安全阀，保证所有支架安全阀达到额定开启压力，泵站压力达到31.5MPa。8、认真检查液压支架损坏情况，发现支架支柱、掩护梁、底座有开焊、断裂现象时，应及时检修。9、采煤机司机应割平顶板，保证支架接顶良好。10、来压时要组织快速推进，加快推进速度。11、工作面过破碎裂隙带时或顶板离层的情况下，应采用“带压移架法”，即首先将支架立柱快速下降，当支架顶梁与顶板稍有距离时，停止降架，立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移，将支架前移一个步距，停止拉架，然后升起支架，进行正常的操作支架的过程。支架工必须跟机拉架，若工作面来压或顶板破碎时，支架工必须紧跟采煤机前滚筒及时拉架。12、工作面两巷超前支护的单体液压支柱，初撑力不小于90kN。13、当工作面以及两巷顶板出现特殊情况时，应根据现场实际及时编写相应安全技术措施。第五节　放煤管理一、初采措施及工作面初次放顶安全措施1、初采前为防止工作面支架、输送机上、下窜动，根据煤层倾角既底板等高线情况，对工作面进行调整。2、根据2303回采工作面的资料，确定其初次垮落步距，在该回采面初次来压前必须将工作面调直，保持支架、输送机、煤壁三直。121 3、矿设初次放顶跟班领导小组，队领导跟班现场指挥，以便发现问题及时处理，并对本班工作面顶板、煤壁活动情况向下班说明，在队内做记录备查。4、工作面每一个支架都必须达到规程中规定初撑力不低于24MPa.并设专人检查工作面支架压力，发现初撑力低于24Mpa，及时2次注液。5、工作面推采时，移架后必须要打开护帮板。6、上下两巷要备用2.5m、单体液压支柱及铰接顶梁，不小于30根，并备有一定的数量坑木（防止冒顶时用）。7、工作面初采5架设顶板压力观测站，每班要观察顶板来压情况，并留有观测记录。8、泵站出口压力不小于30Mpa。9、工作面开切眼安装完毕后，两巷超前支护不得小于20m，顶板条件不好处，必须进行加密支护。一切准备工作就绪后，开始进行初采。11、为确保工作面安全，避免顶板大面积来压给工作面造成极大的压力，工作面初采前5～6个循环只采帮不放顶煤（推进约5～6m），之后开始放顶煤但不外出，用顶煤来充填采空区，降低直接顶与煤层空间距离，减轻直接顶垮落时的巨大冲力，同时也维护了工作面的支架，使支架更稳固。12、移架后支架尾梁应保持与放顶线齐，如顶板坚硬放不下来，需执行强制放顶，放炮前必须先把支架进行二次注液，保证支架有力。13、工作面自开采切眼开始推进10m左右顶板砂岩仍没有垮落必须停止放煤，必须采取爆破方法强制放砂岩顶。放顶时对岩石顶且炮眼封泥长度必须严格执行《煤矿安全规程》第329条的有关规定，放炮时必须加强对采空区的瓦斯管理。放顶工作完成后，方可进入工作面正常回采作业循环。14、初采期间通修区每班设专职瓦斯员一名。121 15、割煤过程中机组牵引速度不得大于4m/min，如发现煤壁片帮严重，顶板活动剧烈应停止割煤，就近躲入支架内，严禁站在支架间。待顶板压力稳定后，确认无问题时再生产，割煤过程中严禁人员进入机道行走。16、工作面作业人员如发现工作面顶板出现异响、掉碴时必须立即停止作业，撤至支架内扶紧立柱，以防顶板冒落产生的冲击波伤人。17、移架前应做各准备工作，架间距离要调均，检查顶板情况，处理好片帮，清除杂物及障碍物。18、移架时工作人员应站在支架内操作，机组通过后必须及时顺序移架至最小控顶距离并打开防片帮梁。保持端面距不超过规定，其他人员不得在相邻架间停留。带压擦顶移架应少降快拉一次完成。移架过程中不得破坏挡风帘等通风设施。19、工作面内支架必须保证有足够的初撑力，不低于规定的80%，并将支架防片帮伸出。检查侧护板是否正常，确保移架时不应使大量矸石窜入。20、加强两巷超前支护，发现失效的支柱及时更换，顶板破碎时，压力明显增大，超前支护柱距缩小至0.5m，采用棚梁支护，支柱必须升紧打牢，达到初撑力的要求。21、通风区根据采空间大小，漏风等情况及时调整风量并安设挡风帘等通风设施，确保工作面用风及瓦斯浓度在1%以下，否则严禁作业。安设在工作面回风巷瓦斯传感器必须可靠，使用正常。23、瓦检员、安检员跟班检测瓦斯，监督现场作业，当发现瓦斯浓度达到1%或其它不安全隐患时必须停止作业，待采取有效措施及时处理检查，确认无误后方可恢复作业。23、其它安全技术措施按《煤矿安全规程》有关条款执行。二、工作面末采支护及回撤安全措施121 1、工作面停采前上、下出口及超前支护均采用单体支柱配铰接顶梁支护形式支护顶板；工作面停采后下出口及超前支护采用锚索配金属网支护。2、工作面回撤通道采用锚杆、锚索、金属网联合支护形式，撤架运输路线巷道采用锚网梁支护。3、工作面末采期间，要加强工作面工程质量管理，工作面要做到“三直、一平、两畅通”。4、工作面距停采线20m时，停止放顶煤工作，并逐渐调整采高，至工作面停采时，采高由原来的4.8m，调整到2.6m。5、工作面距停采线20m进入末采阶段，为了保证顶板的完整，此阶段不再放顶煤，然后铺网、上绳、扩帮。6、当工作面推进距停采线3.0m，工作面停止移架。扩帮前，先摘掉支架与前溜子的联结销，只利用机组向前扩煤帮，直到停采位置为止。扩煤帮之前必须把液压支架升起，初撑力不得小于24MPa，严禁出现空载支架。然后开始向前割煤，同时对顶板进行支护。7、在撤架通道顶板原有的支护下，增设矿用工字钢下打单体液压支柱支护顶板，从工作面下端头1#支架开始至上端头68#支架依次顺工作面走向每个支架前梁挑一根长度不小于3.0m的工字钢梁，梁端头靠煤壁的距离不小于100mm，并在靠梁端头150mm处下用3.15m或2.8m的单体液压支柱支护顶板。8、综放工作面回撤前，应编制的工作面末采支护方案及回撤安全措施，并制定灾害应急措施及避灾路线，由矿总工程师签字下发，工人组织学习，确保安全施工。三、工作面放煤安全管理措施1、放煤时，操作人员应站在支架中部箱体上，严禁站在两支架间操作，以防止架间掉矸，崩销和千斤顶伤人。121 2、放煤后应将所有支架的尾梁摆成一条直线，伸出插板确保距离后部刮板输送机槽沿高度为300～500mm。3、活动尾梁放煤时要将插板全部收回,防止插板卡运输机的现象。4、人员需进入支架尾梁下方作业时，后部刮板输送机必须停电闭锁。人员不得踩在千斤顶与支架底座的缝隙间，千斤顶不得动作，以防挤伤人员。5、操作支架尾梁或插板放煤时，合理控制煤量，发现窜矸时，及时关闭。工作面同时放煤点不得超过两处，防止后部刮板输送机过载。6、放煤过程中，严禁任何人进入后部刮板输送机。7、如放煤口有大块煤时，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶板破碎，充分冒落。8、开启或关闭放煤口及破碎大块煤时，均应注意插板与尾梁的协调配合，防止损坏插板。9、刮板输送机停机后，放煤工立即停止放煤，摆起尾梁，伸出插板。以防堆煤多造成运输压煤事故。第六节　煤质管理1、除采煤机内外喷雾外，其余冷却水都必须由管路引出刮板输送机外，不得混入煤流。2、工作面和工作面巷道不允许有积水，如有积水应及时设水泵，并派专人排水。3、工作面刮板输送机和转载机的冷却水，由水泵排出，或用长胶管引到采空区内。4、采煤机在割煤时应做到“开机喷雾、停机停水”。5、工作面或工作面巷道超前支护段的积水未排完时、不允许开机割煤。6、检修班每天必须将两巷积水抽排干净。121 7、采煤机割煤时绝对不允许割底板。8、工作面发生顶板破碎或漏矸时，应及时将支架超前拉出；并且将掉下的矸石捡出。9、工作面出现构造或夹矸时，制定煤质保证措施，将矸石集中放下，运至采空区内。10、工作面出现构造或夹矸时，要有专项捡矸措施。11、放煤时，遇矸石急增时立即停止放煤，同时尾梁向上摆起，伸出插板。12、工作面巷道煤壁、底板上不能留有木楔、铁丝、石块等杂物，必须派人检查外运。13、当煤壁、顶板淋、渗水增大时，应加快推进速度。14、经常检查维护工作面供回液管，给排水管路，不发生跑冒滴漏现象。15、放煤工要做到即要放煤干净又要矸石量少，要熟练掌握和控制放煤技术。16、工作面杂物必须拣净，严禁杂物扔到架前、架缝和后溜中。17、后部刮板输送机有大块矸石，必须停机闭锁拣出矸石，方可继续开机放煤。第七节　工作面灾害防治一、水灾防治1、经常疏通工作面巷道内的水沟，在带式输送机局部低凹地点设置水窝，安设水泵，通过工作面巷道内排水管路最终将水排至大巷水沟，最终引入水仓。2、每天有带班区队长检查文明生产情况，安排人员检查工作面巷道排水设施情况，经常检修水泵，及时排水。121 3、当工作面推至水窝附近时，必须先将水抽排干净。4、加强各水仓水泵的维修保养，水泵工要尽职尽责，防止水泵堵塞、空转而发生烧泵。5、备用水泵同样必须经常维修保养。二、火灾防治1、提高煤炭采出率和放煤率，工作面尽量不留浮煤，放煤必须放干净。2、加快工作面推进速度，缩短采空区氧化时间。3、发现自然发火预兆时，要立即报告调度室和通风部门，以便采取措施进行处理。4、按照通风质量标准要求及时封闭与采空区相通的联巷，对受采空区压力影响受损坏的密闭进行加固、堵漏处理，防止采空区漏风。5、按标准安设消防洒水管路，水量、水压充足。6、杜绝产生火源。井下严禁使用明火；工作面需要进行电焊、气焊时，每次都必须制定专门可靠的安全技术措施，并报批和严格执行；采用防爆型电气设备，并使其性能完好；电缆敷设符合《煤矿安全规程》规定，避免产生火花，过流、接地、检漏装置等保护系统安装完善，维护良好，严禁带电检修；机械设备灵活可靠符合要求；带式输送机保护齐全，采煤机割煤时必须使用内外喷雾，防止产生摩擦火花。7、加强对易燃物品的管理，井下严禁存放汽油、煤油和变压器油；井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内并由专人定期送至地面处理，不准乱放乱扔；严禁将剩油、废油泼洒在井巷和硐室内。8121 、各配电点、材料存放地点、运输车辆、皮带机头、皮带机尾按照规定配置灭火器、沙箱、洒水软管和铁锹等灭火工具，保持完好，并定期检查和更换；消防材料、工具不得挪作他用；井下所有工作人员必须熟悉本职工作区域内的灭火器材的存放地点并熟悉灭火器材的使用方法。9、工作面及巷道内发现高温点时，必须立即报告调度室，采取注浆降温或阻化剂等措施。10、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按照灾害预防和处理计划再通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。三、瓦斯防治1、建立健全通风安全管理制度。2、要切实维护好工作面两巷，确保风流畅通。3、保证做到有效、稳定和连续不断地供给足够的风量，并控制风速不超限，将瓦斯及时冲淡到《煤矿安全规程》规定的允许浓度以下。4、严格执行瓦斯检查制度。5、严格执行《煤矿安全规程》有关瓦斯浓度的安全规定，瓦斯超限时，必须立即停止作业，切断电源，并及时处理。6、及时封闭通至采空区的联络巷道，工作面采完毕30天内进行永久性封闭。7、工作面进回风隅角必须挂设风障以减少采空区漏风。四、煤尘防治1、坚持使用好各转载点喷雾，并保证其完好。2、保持采煤机内外喷雾齐全、完好，水压达到要求。3、工作面及巷道工作人员一律佩戴防尘口罩进行个体防尘。4、在工作面巷道超前30m范围内设各一道水幕，运输巷内安设在转载机桥身。121 5、检修班必须班班清扫工作面液压支架、移变专列及工作面巷道内高压电缆上的煤尘；另外对工作面巷道定期冲洗。6、在工作面巷道内挂好隔爆水袋棚，防爆水袋应符合《规程》要求。7、电气设备必须完好，杜绝失爆，工作面因特殊情况需要放炮时，必须严格按照《煤矿安全规程》作业，经煤矿总工程师批准后方可进行。五、顶板管理1、工作面必须进行矿压观测工作，进行顶板离层动态监测。工作面每架支架安装一块矿压观测仪表。工作面巷道内安装顶板离层指示仪，分别量测锚索锚固范围内和锚杆锚固范围内的顶板离层（下沉）量随时间和位置的变化情况。2、采煤工作面必须经常保持两个以上畅通安全出口，工作面安全出口与巷道衔接处20m范围内，须加强支护，支护装备为单体液压支柱和π型钢梁。安全出口设专人维护。3、采煤工作面必须按照作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。支架必须架设牢固，初撑力符合《煤矿安全规程》规定，支架的选型满足支护强度及开采高度要求。4、工作面顶底板条件较差、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，必须根据具体情况，制定安全措施，报矿主管领导批准。5、严格执行敲帮问顶制度，片帮、冒顶要及时处理。6、采煤工作面初采、初放及收尾时，须制定相关的安全措施。7、初次放煤时必须加强矿压观测工作，如发现矿山压力明显增加，不得放顶煤。8、在工作面采空区，顶板悬空不落距离超过作业规程规定时，要采取强制放顶措施。121 9、加强对工作面顶板显现规律的观测，设计配备了矿压观测仪器仪表，为加强顶板管理，预防顶板事故发生提供依据。10、为保证锚（索）喷巷道的施工质量，设计配备了超声波围岩裂隙探测仪，以保证锚（索）喷支护效果。并对矿井设计配备了围岩变形速度测量仪，及时观测巷道变形情况，并有报警功能，便于矿井对损坏巷道和存在安全隐患的巷道进行维护。11、掘进巷道在过老空、过冒顶区前必须制定安全措施，进行处理。六、矿压观测（一）矿压观测的意义和目的设计2303工作面是潘津工业煤矿首个厚煤层长壁综采放顶煤回采工作面。对它的观测不仅是对该工作面矿压显现规律的认识和顶板管理的科学总结，而且对认识矿井多煤层埋藏浅的水平煤层的矿压显现规律，指导今后发展综采中选择合理的开采方案，支架形式及参数都有重要意义。对潘津工业煤矿2303工作面矿压观测研究的主要目的是：(1)认识和总结2303工作面开采中矿山压力显现的基本规律，包括开采中直接顶和老顶破断特点，来压显现特点和周期来压步距和来压强度。(2)观测分析支架与围岩相互作用的特点，采煤工艺对矿压显现的影响，评价现有的支护方式和支护强度。以便合理选择开采和管理参数，合理安排工序。(3)通过观测实践为潘津工业煤矿培养矿井观测人员。工作面矿压观测的主要任务是：(1)进行工作面“三量”观测，总结和分析在井田内23号煤层埋藏浅数据，采用放顶煤液压支架支护，长壁工作面矿压显现的基本规律和特征，包括：2303工作面沿走向随工作面推进矿压显现规律，周期来压特点及来压步距。121 (2)工作面控顶距内顶板运动特点和各控顶排矿庄显观的变化。(3)观测2303工作面“支架一围岩”相互作用的主要特征，分析现有支护方式存在的问题，包括：柱初撑力的分析；支柱阻力分析；支柱在井下不同开采段的工作状况；支护结构、管理顶板的状况。(4)观测采煤工序对矿压显现的影响。（二）矿压观测内容及观测方法根据矿压观测的目的，观测的内容主要包括：(1)支架阻力观测；(2)支架活柱下缩量观测；(3)工作面端面灵敏度及架后悬顶统计观测；(4)锚杆受力观测。支架阻力观测设置机头侧，中部、机尾侧三个测区，机头侧为5#和9#支架(称第Ⅰ测区)，中部为32#和36#支架(称第Ⅱ测区)，机尾侧为54#和58#支架(称第Ш测区)。进行支架阻力观测的同时进行该支架活柱下缩量观测，采用钢卷尺手口测量。沿工作面长度方向每隔三组支架取一组支架宽的一段断面进行工作面统计观测。求每个测区所有循环支架最大工作阻力的平均值和整理出工作面第Ⅰ测区、第Ⅱ测区、第Ш测区支架最大工作阻力与距切眼不同距离处的分布特征，画出其工作阻力与距离的关系曲线图。（三）矿压观测数据的处理1、工作面矿压观测数据处理(1)将所观测的数据按循环分组，然后分别求工作面第Ⅰ测区即5#、9#支架，第Ⅱ测区即23#、26#支架，第Ш测区44#、4121 8#支架，各循环支架初撑力的平均值，最大工作阻力的平均值以及活柱下缩量平均值，以此为根据在支架工作阻力与开切眼距离关系曲线图上确定老顶来压步距。(2)对于所有观测支架的初撑力按测区进行频率分布统计，画出每个测区支架的直方图，找出其分布规律。(3)对于所有观测支架的工作阻力按测区进行频率分布统计，画出直方图，以衡量支护阻力与所在工作面的适应性。从而可以判断支架工作状态的优劣及受周期来压的影响程度等。对于系统误差，经过对比分析予以校正，偶然误差经核实后进行修正或剔除。总之，对矿压观测数据经过处理后绘制成表格和曲线，直观地反映有关参数的特性及变化趋势；对于多变量系统中各参数之间的函数关系。进行适当的回归及方差分析，以反映各参数间的互特征和置信程度。（四）顶板灾害防治及装备1、采煤工作面回采前必须按《煤矿安全规程》编制开采作业规程，并按规程规定要求及时支护顶板，严禁空顶作业。采煤工作面遇顶底板松软或破碎、过断层、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，必须制定安全措施。2、采煤工作面初次放顶或收尾时，必须制定安全措施。3、液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上方冒顶时，必须制定安全措施。4、采煤机采煤时必须及时移架。采煤与移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体状况在规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤。5、严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度。6、严格执行敲帮问顶制度。严禁空顶作业。121 7、掘进工作面作业前必须按《煤矿安全规程》编制掘进作业规程，并按规程规定要求及时支护顶板，严禁空顶作业。掘进工作面支护原则上采用锚网喷支护，但遇地质构造、顶板破坏带等处，必须采取加强支护强度，防止掘进工作面顶板事故的发生。七、地表塌陷防治为避免工作面开采裂隙沟通地表，恶化工作面矿山压力显现和预防顶板切冒，避免工作面导水裂隙带沟通地表水和季节性洪水，防止溃沙、溃水，改善矿井地表水土保持和降低沟谷沉陷，应做到以下几点：1、加强地表变形监测，并且，地表监测人员应在井上下对照图上圈定对应地面可能出现下沉、塌陷的范围，预计塌陷时间。2、当在可能塌陷的区域附近开采时，应指定人员定期查看，并实际记录塌陷发生的时间、范围、深度以及周围裂隙范围，并及时通报领导或上级部门。3、在可能出现的塌陷区域的周围、路口，应设置明显的警示牌或警戒线，写清“塌陷危险区，禁止入内”字样，每季度组织检查一次，凡损坏、破坏的警示牌及时更换。4、地面出现采空区塌陷时，应根据情况对塌陷坑及时回填。5、在冰雪解冻期、雨季，应组织专人对塌陷区进行巡检，防治大量雪水、洪水进入塌陷区形成水害隐患。第八节　避灾路线一、安全出口1、矿井安全出口根据《煤矿安全规程》的规定，本矿井设置三个通往地面的安全出口，即主斜井（16°30′）、副斜井（25°）和回风斜井（25°）。井筒内均设有行人台阶，符合《煤矿安全规程》的要求，同时满足矿井救灾需要。2、采区安全出口设计井下23号煤层南翼一采区有3个便于行人的安全出口，通过23121 号煤采区轨道、胶带、回风石门、下山与通达地面的安全出口相连。3、工作面安全出口及保证措施设计2303工作面设有2个畅通的安全出口，一个为2303胶带顺槽通到23号煤采区胶带下山；另一个为2303轨道顺槽与23煤采区轨道下山相通。为保证安全出口畅通，设计2303工作面上、下顺槽端头超前20m范围内，采用单体液压支柱配合铰接梁进行加强支护。同时，井下井巷交岔处设置路标，一般巷道每50m设置一个路标，表明所在地点，指明通往安全出口的方向。井下工作人员必须熟悉通往安全出口的路线。要求安全出口经常清理、维护。二、井下避灾线路根据井下发生灾害的地点不同或灾害类型不同，应采取不同的避灾路线。因此事故发生时，在场人员应尽量了解或判断事故性质、地点与灾害程度，并由在场的负责人或有经验的老工人带领，根据当时当地实际情况，选择安全路线或预先规定的安全路线，迅速撤离危险区域。（一）工作面冒顶时的避灾路线当工作面出现冒顶工伤时，所有人员撤至冒顶区可能波及范围以外的安全地段。班长根据现场人员受伤部位制定出紧急措施，采取合理的方法并及时汇报矿调度室，使受伤人员在最短的时间内得到治疗和救治。（二）水灾时的避灾路线当工作面遇水灾事故时，要就近高处避灾，沿工作面向巷道高处走，并迅速进入采区巷道，由主、副斜井以及回风斜井撤至地面。若水已将通路封闭，应选择位置较高的巷道，撤至端头，保存体力等待救援，并积极与地面取得联系。（三）火灾、瓦斯爆炸、煤尘事故时的避灾路线121 工作面发生火灾后，初期火源较小，现场作业人员应立即采取一切可能的方法直接灭火，利用洒水管、灭火器等灭火材料灭火，另外及时报告调度室。当火势过猛不能扑灭时，立即通知工作面、回风巷以及受火灾威胁的作业人员，要迎着新鲜风流方向，有序撤离危险区域，同时注意风流的变化。当遇火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故时，井下人员应迅速将随身携带的自救器配戴好，在组长和通风人员的带领下，迅速判断事故方向、地点及位置，逆新鲜风流方向撤离。在进风侧的人员迎风流方向迅速撤离；在回风侧的人员应选择最短路线进入进风侧，沿运输巷由安全出口撤至地面。反风时则沿回风巷由回风斜井撤至地面。三、注意事项井下发生各种灾害时选择避灾路线时应注意的问题：（1）井下发生火灾时，要立即通知附近的工作人员迅速撤出灾区，向火焰燃烧的相反方向撤退，最好利用平行巷道，迎着新鲜风流绕过火区，沿新鲜风流的相反方向走出来，在从火区撤出时，必须戴上自救器。（2）井下发生瓦斯、煤尘爆炸事故时，会产生大量的有害气体和温度很高的气流或火焰。这时，要迅速背着空气震动的方向，脸朝下，卧倒在沟里或者用湿毛巾堵住嘴和鼻子，还要用衣服等物掩盖住身体，使身体的暴露部分尽量减少。事故发生后，首先要积极进行自救，戴好自救器，根据灾害预防和处理计划里规定的避灾安全路线，尽快离开灾区。两人以上要编组同行，由有经验的老工人带领。行进中要注意通风情况，要迎着进风的方向走。121 （3）井下发生透水事故时，应撤退到涌水地点上部水平，而不能进入涌水附近的独头巷道。但是当独头上山下部唯一出口被淹没无法撤退时，也可在独头工作面暂避。若是老塘老空积水涌出，则应快速构筑避难硐室，以防被涌出的有毒、有害气体伤害。有条件时，应迅速通知地面调度室告知事故类型、预定撤退路线、可能的避难地点等，以便地面迅速组织有效营救。（4）井下发生冒顶事故时，要及时加强冒顶区的支护，全力营救被岩石埋住的人员。121 第九章劳动组织及主要技术经济指标第一节工作制度与劳动指标依据我国目前综采放顶煤工作面用工数量和工种配合情况，结合综采放顶煤工作面两巷支护、设备配备等确定其用工，可在实践中再进一步细化调整。一、工作制度设计本矿井工作面采用“三八制”作业，即两班生产，每班生产8小时，一班检修，为8小时静态检修。二、劳动组织1、每班至少有一名跟班队长、一名班长负责组织安全生产，配有质量验收员、采煤机司机、输送机司机、维修工、支架工、电工、水泵工等相关工种的操作人员若干名，全队合计122人。2、劳动组织形式为分段作业与追机作业相结合，即割煤、移架、移溜为追机作业；放顶煤与采煤机返空刀平行作业。劳动组织图表工种检修班生产一班生产二班生产三班合计采煤机司机（检修）333312机电工51118乳化泵工（检修）21115水泵工11114转载机司机（检修）21115刮板机司机（检修）21115支架工（检修）433313放煤工044412端头工088824胶带输送机司机（检修）41117清煤工03339运料工60006验收员11114班长11114跟班队长11114各班合计32303030122121 第二节工作面技术经济指标工作面主要技术经济指标表顺序名称单位指标备注1煤层厚度m17.03平均2煤层倾角度16°～20°3工作面长度m804工作面采高m4.85放顶高度m12.236煤容重t/m31.287循环进度m1.2二刀一放8日循环数个29工作面回采率%84.210循环产量t176211日产量t352412年产量Mt0.913日出勤人数人12214综放工作面全员工效t/工.日28.3121'