回采工作面供电设计.docx
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回采工作面供电设计
第一章二采区概况
现矿井开采区域为矿井二采区（南翼），开采水平为+578水平，即二采区运输巷、二采区轨道巷，二采区各个生产环节已形成。
生产系统主要环节如下：
一、通风系统
1、进风：
副斜井、主斜井、行人斜井→井底车场→西南轨道巷→西南轨道斜巷→3#联络巷→二采区运输巷
副斜井、主斜井、行人斜井→井底车场→北翼运输大巷→北翼轨道大巷→西南运输巷→西南运输斜巷→二采区运输巷
2、回风：
二采区轨道巷→总回风巷→回风立井→地面
二、运输系统
1、运煤路线由工作面运输顺槽皮带转载至二采区运输巷内带式输送机，二采区运输巷内铺设有DTL120/100型带式输送机。
运煤路线：
二采区运输巷→西南运输斜巷→西南运输巷→二采区溜煤眼→上仓皮带斜巷→主斜井→皮带栈桥→地面煤场
2、运料路线经二采区轨道巷SQ-80/110B单轨无极绳连续牵引车将物料运至2204回风顺槽绕道口再经调度绞车进入设计工作面回风顺槽。
二采区轨道巷内铺设有30Kg/m轨道。
运料路线：
地面料场→副斜井→井底车场→西南轨道巷→西南轨道斜巷→二采区轨道巷上车场→二采区轨道巷→2204回风顺槽绕道口。
三、供电系统
在二采区运输巷、轨道巷之间布置有1号变电所、2号变电所、3号变电所及采区水泵房变电所。
设计工作面距离2号变电所最近，采取就近供电原则供电，电源取自2#变电所，供电电压等级为1140v。
四、排水系统
在二采区运输巷右侧有排水沟，二采区各个采掘工作面排水均通过顺槽排水管路或排水沟流进二采区水仓或运输巷内的排水点，排水点安装了相匹配的排水设备。
设计工作面排水也经此路线排水。
五、压风、供水施救系统
根据《2号煤层二采区设计说明书》及二采区运输、轨道两条开拓大巷中布置的压风、供水管路及自救装置，设计工作面压风、供水管路及自救装置自开拓大巷中引入如下：
距工作面25—40m范围内的运输顺槽和回风顺槽各设置1处自救站，自救站安装18个压风、供水自救装置。
回风、运输顺槽每隔400m设置1处自救站，每个安装6个压风、供水自救装置，以上自救装置要随着工作面的回采不断向后移设。
供水管路：
皮带顺槽每隔50m设一个三通及闸阀，轨道顺槽每隔100m设一个三通及闸阀。
六、安全监控及井下作业人员管理系统
矿井现使用的安全监控系统型号为KJ70N，该系统实现了双机热备、联网上传功能。
设计工作面按照AQ1029—2007标准配备甲烷传感器、风速传感器、温度传感器、一氧化碳传感器、粉尘传感器、二氧化碳传感器等各类传感器。
监控员每班不少于2人实行24小时轮岗值班，井下维检员每班保证1—2人实行“三八”工作制，保证安全监控系统24小时正常运行。
七、紧急避险系统
二采区设计的工作面紧急避险系统均由西南运输大巷与二采区运输巷转弯处构筑的井下永久避难硐室承担，永久避难硐室额定避险人数为100人，额定避险时间为96h，硐室内有满足避难人员生存的必要生活物品。
该永久避难硐室主要为二采区作业人员（包括2204采煤工作面作业人员）在发生事故时提供避难场所。
避难硐室内配置有防护密闭系统、气幕喷淋系统、氧气供给系统、空气净化及除湿系统、降温系统、生活保障系统、供水系统、通讯系统、监测监控系统、人员定位系统、电力照明系统、排水系统等。
当井下发生灾害事故，人员未能及时撤离，可进入紧急避难硐室避险。
第二章工作面概况及地质条件
第一节工作面概况
一、工作面井上下位置、四邻关系：
1、工作面井上、下位置：
2204工作面上覆地表为丘陵荒坡、梯田，地面标高805-888m,埋藏深度为234-343m。
工作面地表东邻近乔联坡大部黄土覆盖，植被发育稀少，多为丘陵、梯田和沟壑。
2、工作面四邻关系：
2204工作面西部为2203采空区，北部邻近DF3断层保安煤柱，东为2205回风巷，南部紧邻二采区运输巷保安煤柱。
第二节地质条件
一、煤层及顶底板情况
1、煤层情况
（1）煤层的物理性质：
黑色、金刚光泽，节理、层理发育，断面平整，线粒状结构或层状构造。
（2）煤层结构及平均厚度：
工作面煤层一般正常厚度2.9m，属中厚煤层，上部暗煤，下部亮煤，中部含有一层粉砂岩夹矸，厚度0.15-0.35m，夹矸上煤厚1.7—2.0m左右，夹矸下煤厚0.7m左右。
煤层结构简单，赋存稳定，厚度、结构变化很小。
（3）煤层倾角：
倾角2-10°左右。
2、顶底板情况
（1）伪顶：
工作面伪顶，厚度0.1-0.32m，岩性为黑色、黑灰色碳质泥岩或灰色泥岩，松软易冒落。
（2）直接顶：
为中砂岩，深灰色含云母，斜波状层理，含泥岩包裹体，裂隙发育。
厚3.60m（依据L28号钻孔）。
莫氏硬度为2-3度之间，属软弱-半坚硬岩石（依据2号煤层二采区设计）。
（3）老顶：
粉砂岩，黑灰色、含云母、质均匀、交错层理，局部裂隙发育。
厚度7.00m。
莫氏硬度为3-4度之间，属坚硬岩石。
（4）底板：
细砂岩，灰白色，含云母、缓波层理状，层面富碳化物，含泥岩包裹体及方解石脉，厚度2.91m。
3、工作面矿压情况
根据2202、2203综采工作面以往矿压观测数据，预计2204综采工作面初次来压步距为15米，直接顶随采随落。
二、地质构造
2204工作面位于连马河背斜轴部东侧，工作面内大部煤岩层倾向偏东，倾角2-10°左右。
三、水文地质
1、地表水及顶底板含水层
工作面地表无水体分布。
顶板K8、K9砂岩含水层由碎屑岩类的中、细砂岩组成，岩石裂隙不发育。
底板直接含水层（K7砂岩含水层）裂隙不发育，为弱富水性含水层，底板间接含水层K2、K3承压含水层为极强富水性含水层，最初承压水位标高为603ｍ左右，高于煤层底板标高（最低462m），工作面巷道回采属于带压开采区域。
2、隔水层
煤层顶板以上各含水层之间隔水层主要由具有可塑性的泥岩、砂质泥岩组成，一般厚度2米至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。
2＃煤底板下至K2、K3承压含水层之间的隔水层主要由泥岩、泥灰岩、砂质泥岩等组成，总厚度约47米左右，是预防承压水突水的良好有效隔水层。
阻隔奥陶系承压含水层的隔水层主要由中石炭统本溪组的细腻，不透水铝质泥岩等组成，厚度17.30-28.85m,平均23.52m，系一较好的隔水层。
3、采空积水、褶曲、断层等充水因素影响
采空积水：
2204工作面临近区域为2203采空区，回采过程中受采空区水害影响。
由于回采是上山推进，工作面涌水会流向采空区。
4、回采前探放水措施
2204工作面在回采前应对该工作面进行物探透视，并进行整体工作面钻探验证。
确认无水害危险方可回采通过。
5、预计工作面回采过程中最大涌水量
煤层顶板上K8、K9砂岩含水层和底板下K3含水层承压水作用下，造成工作面在回采过程中的顶板滴（淋）水或底板渗水。
2204工作面回采时正常涌水量约为40-70m3/h，初采期间最大涌水量150m3/h。
四、工作面储量及服务年限
1、工作面储量
ZG＝LSMρ+Z三角煤＝1352×116×2.9×1.4+90×59×2.9×1.4＝657460T
式中：
ZG——工业储量，T
L——工作面走向长度，m
S——工作面倾向长度，m
M——工作面采高，m
ρ——煤的容重，1.4T/m3
2、服务年限
T＝Zk/A/H＝657460÷2864÷23≈9.9月
式中：
T——工作面可采期，月
A——工作面日生产能力，吨/日
H——每月按平均生产23天计算
可采期取其最大值为10月。
五、瓦斯、煤尘、煤层自然情况
根据临汾市煤炭安全检测检验中心编制的《山西省煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告》山西翼城首旺煤业有限责任公司采煤工作面绝对瓦斯涌出量为0.78m3/min，为瓦斯矿井。
煤尘无爆炸性；自燃发火倾向为Ⅲ级；地温保持在正常值内，一般为14—17℃；无冲击地压。
第三章工作面设计
根据第一章矿井各生产环节概况，第二章煤层地质条件、厚度、倾角、瓦斯涌出量、自然发火倾向和矿山压力等因素，经综合分析，进行工作面设计。
第一节采煤方法、巷道布置及设备选型
一、采煤方法
根据2204工作面煤层赋存情况，开采方式为后退仰斜式开采，采用倾斜长壁综合机械化采煤方法，一次采全高，全部垮落法管理采空区顶板。
二、巷道布置
1、回风巷
（1）布置：
全煤巷沿煤层顶板定向掘进，掘进方位角37°，巷道长度受北部DF3断层影响，预计长1416m（2204切眼至2203运输顺槽联络巷口）。
（2）支护及断面：
巷道支护方式为锚网索联合支护，巷道净断面根据实际情况另行研究确定，确定后编制专项作业规程。
（3）用途：
担负本工作面的回风、材料及设备运输、铺设监测线缆及排水管路等任务。
2、运输巷
（1）布置：
全煤巷沿煤层顶板定向掘进，掘进方位角37°，巷道长度受北部DF3断层影响，预计长1462m（2204切眼至2203运输顺槽联络巷口）。
（2）支护及断面：
巷道支护方式为锚网索联合支护。
2204回风巷道断面为矩形，宽4.5m，高3m；2204运输巷断面为矩形，高3m，开口45m巷宽4.8m，其余巷宽4.5m。
巷道断面支护参数根据实际情况另行研究确定，确定后编制专项作业规程。
（3）用途：
担负工作面煤炭运输、进风、防尘管路及生产电缆敷设等任务。
3、2204工作面泄水贯眼
（1）布置：
全煤巷、沿煤层顶板布置，位于2204运输巷与2205回风巷之间，全长30米。
（2）支护及断面：
支护方式为锚网索联合支护，巷道断面根生产实际需要研究确定，单独编制。
（3）用途：
担负工作面回采期间的排水任务。
4、风桥（两个）
（1）布置：
风桥跨巷施工（跨二采区运输大巷），施工方法另行研究确定，单独编制。
（2）支护及断面：
巷道支护方式为锚网索+喷浆联合支护，巷道断面根据安装风门及其他需要确定。
（3）用途：
担负巷道掘进及回采期间的运料、回风等任务。
5、切眼
（1）布置：
全煤巷沿顶定向掘进，方位角127°19′，全长116米，上下分别于回风巷、材料巷相联接。
（2）支护及断面：
巷道支护方式为锚网索联合支护，巷道断面根据安装要求，另行研究确定后，单独编制。
（3）用途：
装备采煤机、液压支架及工作面输送机等设备。
6、绞车及材料硐室
（1）布置：
全煤巷布置在巷道非工作帮，具体位置根据生产实际需要确定。
（2）支护及断面：
硐室断面根据安装绞车及放置材料的不同，根据实际情况另行研究确定支护方式及断面大小，单独编制。
（3）用途：
绞车硐室用于安装绞车，保证掘进和回采期间的正常运输；材料硐室用于放置工作面备用材料。
7、水仓
（1）布置：
具体位置根据生产实际需要确定。
（2）支护及规格：
水仓支护及规格根据生产实际需要确定，施工方法另行研究确定，单独编制。
（3）用途：
水仓用于担负掘进期间的排水任务。
三、设备选型
1、采煤机选型
依据矿井生产能力120万t/年，2204综采工作面长度为116米，采高初步确定为2.9米，煤层硬度f=2，采用型号为MG300/700—WD双滚筒采煤机。
2、工作面刮板输送机选型
工作面刮板运输机选型需满足三个方面要求：
刮板输送机运输能力应不低于采煤机最大割煤能力，保证将采煤机采落的煤全部运出；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；长度与工作面长度相一致。
Qc=Kc×Qm
式中：
Qc----刮板输送机运输能力
Kc----采煤机与刮板机同向运行时修正系数，1.20；
Qm----采煤机最大割煤能力，757t/h
则Qc=908t/h
综合以上原则，矿井现有SGZ-764/630型可弯曲刮板输送机，可满足生产需要。
3、工作面转载机选型
工作面转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并与工作面刮板输送机和可伸缩带式输送机相配套，根据公式计算:
Qz=Kz×Qc
式中：
Qz----转载机输送能力，t/h；
Kz----转载机富裕系数，1.10；
Qc----刮板输送机能力，908t/h。
则Qc=1.10×908=999t/h
综合以上原则,矿井现有SZZ-764/200型刮板转载机，可以满足生产需要。
4、可伸缩带式输送机
带式输送机要与工作面推进长度相适应，每小时运煤量与工作面生产能力相匹配。
B=
=1.17m
式中：
B----带式输送机宽度
K----货载截面系数，β=25°，K=400；
R----货载散集容重，取1.0t/m3；
C----运输机倾角系数，α=0-10°时，取C=1.
综合以上原则，矿井现有DSJ-100型可伸缩带式输送机，可满足生产需要。
5、液压支架的选型
（1）、根据煤层赋存条件、地质构造特征，为保证选用合适的支架，使得综采各项工艺参数充分发挥，确保工作面高产高效，进行工作面支架选型。
A、根据工作面顶板强度、煤层厚度和煤层倾角等赋存条件，初步选用支架为支撑掩护式支架。
按最大采高计算，冒落带岩层重量估算法
P=（6—8）×9.8Mγ/1000
式中：
γ——顶板岩石密度，2.5t/m3；
P——支架单位面积上的载荷，MPa；
M——煤层开采厚度，3m；
（6—8）——工作面支架应该支护的上覆岩层厚度为采高的6—8倍，应根据具体情况合理选取。
开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。
则：
P=（6—8）×9.8Mγ/1000
=（6～8）×9.8×3.5×2.5×/1000
=0.515～0.686MPa
ZZ4800/18/38型支撑掩护式液压支架支护强度为0.75MPa，大于按6—8倍采高计算的0.515～0.686MPa，所以现有支架能满足生产要求。
B、支架工作阻力的确定：
支架工作阻力：
Q=Zb（l+c）（Kn）
式中：
Z——选定支护强度，取515kpa；
b——支架中心距，取1.5m；
c——顶梁前端至煤壁距离，取0.2m；
l——顶梁长度，取4.5m。
Q=Zb（l+c）
=515×1.5×（4.5+0.2）
=3800KN
C、支架初撑力的确定
由于2204工作面顶板以软岩顶板为主，顶板较不稳定，故确定支架的初撑力不小于工作阻力的80%，即为3014.4KN。
D、液压支架的高度计算
依据2204回采工作面附近钻孔和2203回采工作面回采地质条件揭示，2204回采工作面煤层厚度为2.5m-3m。
（2）支架的最大支撑高度
考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落，支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200-300mm，即：
hmax=Hmax+（200-300）mmHmax——煤层开采的最大高度，mm。
=2900+300
=3200mm
（3）支架的最小支撑高度
支架的最小支撑高度为最小开采高度减去（250-350）
hmin=Hmin-（250-350）mmHmin——煤层开采的最小高度，mm。
=2500-350
=2150mm
根据以上参数，矿井现有ZZ4800/18/38支撑掩护式支架，可以满足生产需要。
第二节工作面生产能力
本工作面采用“三八”制循环作业：
两班生产，一班检修。
每个生产班以完成一次采装运支为一循环，一日8个循环。
回采工艺顺序根据工作面顶板情况采用及时支护和滞后支护两种方式，采用端部斜切进刀方式，工作面两端头采用中部支架及单体柱配合π型梁进行支护，工作面两端头超前支护采用液压单体支柱配合π型梁支护，超前支护距离不小于20m。
一、产量
1.循环产量：
Q循环=工作面净长×煤厚×截深×煤容重×循环进刀数×工作面回采率×循环率
=116×2.9×0.8×1.4×1×0.95×0.9=358吨
2.日产量：
Q日=Q循环×日循环数
=358×8=2864（吨）
3.月产量：
Q月=日产量×月平均生产天数
=2864×23=6.59（万吨）
4.日进尺：
L日=截深×每循环进刀数×日循环数×循环率
=0.8×1×8×0.9=5.76（m）
第三节生产系统
一、运输系统
（一）运煤路线：
2204工作面→2204运输顺槽→二采区运输巷→西南运输斜巷→西南运输巷→二采区溜煤眼→上仓皮带斜巷→主斜井→皮带栈桥→地面煤场
（二）轨道运输系统
根据2204回风巷地形地质条件及巷道长度，在风桥车场处安装一台SQ-100/132P型无极绳绞车，保证运料安全，提高运料效率。
进料路线：
地面料场→副斜井→井底车场→西南轨道巷→西南轨道斜巷→二采区轨道巷上车场→二采区轨道巷→2204回风顺槽→2204工作面
回料路线：
与进料线路相反。
二、通风系统
1、通风方法
巷道掘进期间采用局部通风机压入式通风，工作面形成后采用U型通风方式。
2、通风线路
新鲜风流路线：
副斜井、主斜井、行人斜井→井底车场→西南轨道巷→西南轨道斜巷→3#联络巷→二采区运输巷→2204运输顺槽→2204工作面
泛风风流路线：
2204工作面→2204回风顺槽→2204回风风桥→二采区轨道巷→总回风巷→回风立井→地面
3、通风设置
2204回风巷风桥、2204运输顺槽风桥及绕道施工完成后，在风桥（绕道）内施工两道调节风门，确保2204回风（运输）巷配风量符合规程规定。
4、通风能力计算：
a、回采工作面实际需要风量计算
（1）按气象条件计算
Qcf=60×70％×Vcf×Scf×Kch×Kcl=60×70％×1×13.7×1.2×1=690.5m3/min
式中：
Vcf—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，m/s；
Scf—采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；
Kch—采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；
Kcl—采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；
70%—有效通风断面系数；
60—为单位换算产生的系数。
表1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）
<20
1.0
20—23
1.0—1.5
23—26
1.5—1.8
表2Kch—采煤工作面采高系数调整
采高m
<2.0
2.0—2.5
>2.5及放顶煤面
系数Kch
1.0
1.1
1.2
表3Kcl—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Kcl
<15
0.8
15—80
0.8—0.9
80—120
1.0
120—150
1.1
150—180
1.2
>180
1.30—1.40
（2）按瓦斯涌出量计算
Qcf=125×qcg×Kcg
=125×1.13×1.08
=152.6m3/min。
式中：
qcg—采煤工作面绝对瓦斯涌出量，取值1.13m3/min。
根据临汾市煤炭安全检测检验中心编制的《山西省煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告》山西翼城首旺煤业有限责任公司采煤工作面绝对瓦斯涌出量为0.78m3/min。
Kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；
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。
（3）按二氧化碳涌出量计算
Qcf=83×qcc×Kcc=83×1.13×1.03=96.6m3/min
qcc—采煤工作面绝对二氧化碳涌出量：
1.13m3/min
Kcc—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1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；
83—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.2%的换算系数。
（4）按炸药量计算
本工作面采用综合机械化采煤，不用炸药，故此项不用计算。
（5）按工作面同时工作最多人数计算：
Qcf=4N
=4×35
=140m3/min
式中N—采煤工作面同时工作最多人数，人；
4—每人需风量，m3/min。
（6）按风速进行验算：
a、按最低风速验算：
Qcf≥60×0.25Scb=60×0.25×5.12×2.9×70%=155.9m3/min
b、按最大风速验算：
Qcf≤60×4.0Scs=60×4.0×4.32×2.9×70%=2104.7m3/min
由上计算可知，按气象条件计算的工作面需风量690.5m3/min为最大，且在依规程规定的最低和最高允许风速计算的最小和最大风量范围内，故取690.5m3/min作为本工作面的配风量。
三、防尘系统
（1）防尘水线路：
地面防尘水池→主斜井→皮带上仓→井底车场→西南轨道大巷→2#联络巷→西南运输斜巷→二采区运输巷→2204运输巷
地面防尘水池→主斜井→皮带上仓→井底车场→西南轨道大巷→西南轨道斜巷→二采区轨道巷→2204回风巷
（2）防尘供水能力核算
供水量计算
序号
设备名称或地点
单位
数量
耗水量（m3/h）
备注
1
采煤机清水泵
台
1
2
2
乳化液泵
台
1
1
3
净化水幕
组
2
1.4
4
转载点
个
4
1.4
5
支架移架喷雾
组
80
0.2
6
煤机联动喷雾
组
20
0.2
7
防尘网
道
2
1.4
合计
114
15
根据以计算，工作面回采时供水量为15m3/h，
（3）防尘管路选择
根据综采工作面有关规定，工作面两道均采用DN50管路供水。
供水能力校验：
DN=
式中：
DN—管路内径，mm；
q—设计流量，取15m3/h；
v—流速，取2m/s。
经计算，
DN=32.7mm＜60mm，符合要求。
（4）隔爆设施
掘进工作面掘进至250m时，距风桥口以里50－75m处安设第一组隔爆水袋，随掘进工作面推进每200m安设一组辅助隔爆水袋。
隔爆水棚水袋数、水袋中心距、水棚总长度、水棚总蓄水量均须符合要求。
a）水棚的结构与选型
隔爆水棚选用胶带水槽，其容积为60L。
b）水棚的计算与布置
①总水量
G=gs=200×12=2400m3
式中：
G——总水量，L；
s——巷道断面积，m2，取13.5/14.4m2；
g——每m2所需水量，L/m2，主要巷道为一般400L/m2，其它巷道一般为200L/m2。
②每架水棚量
Gn=G0×n=60×4=240L/m2
式中：
Gn——每架水棚水量，L；
G0——每个水槽的水量，60L/个；
n——每架水棚的水槽个数，取4个；
③水棚架数
n=G/G0=2400/200=12架
式中：
n——水棚架数（取整数），架；
G——总水量，L；
——每个水槽的水量，60L/个；
④水棚区长度
n——水棚架数，架；
C——水棚间距，m，取2m；
c）隔爆水棚加强架设要求
（5）隔爆水袋安设标准
1、隔爆水袋采用6分钢管、隔爆水袋、水袋挂钩、10#组合而成。
3、掘进工作面掘进至250m时，距风桥口以里50－75m处安设第一组隔爆水袋，随掘进工作面推进每200m安设一组辅助隔爆水袋。
4、隔爆水袋应安设在顶板支护完好的直线巷道中。
5、综采工作面：
随着工作面的推进，回撤至距固定水袋60m时，拆除该隔爆水袋。
6、主要隔爆水袋容量为400/m3,长度不小于30m；辅助隔爆水袋容量为200/m3，长度不小于20m。
隔爆水袋应安设在直线巷道顶板较好的地点，隔爆水袋排间距为2.0m,距顶、帮不大于100mm，高度不小于1.8m。
四、防灭火设备配置
在工作面两巷材料库等防火重点区域全部配置二个干粉灭火器，并同时设置
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