工作面放顶煤设计方案说明书(DOC 58页).doc

1、 目 录第一章工作面概况- 1 -第一节工作面位置与周边关系- 1 -第二节工作面几何尺寸与煤层赋存特征- 1 -第三节工作面开采技术条件与储量状况- 4 -第二章工作面巷道布置- 6 -第一节采区巷道布置- 6 -第二节工作面巷道布置方式- 6 -第三节巷道断面形状、几何参数与支护形式- 11 -第四节工作面开切眼、停采线位置的确定与依据- 12 -第三章采煤方法与工作面装备- 13 -第一节采煤方法- 13 -第二节工作面装备- 18 -第四章生产系统- 19 -第五章三下煤开采- 28 -第六章开采主要问题说明- 29 -第一节工作面瓦斯问题- 29 -第二节工作面煤尘防治问题- 32

2、-第三节工作面煤层自燃发火防治问题- 34 -第七章主要图件- 36 -附件1：井下瓦斯移动抽放设计- 37 -附件2：201综放工作面供电设计- 46 - 57 - / 58第一章 工作面概况第一节 工作面位置与周边关系工作面位置与周边关系见表1-1。表1-1 工作面位置与周边关系表煤层名称15煤开采水平+1240m水平采区编号二采区工作面编号201工作面地面标高m+1612.4-+1438.51525.4井下标高m+1187.3-+1215.08+1201.1地面位置本工作面位于南峪掌沟以东,原后南峪煤矿以南。四周与上下采掘情况本工作面东为一采区回风大巷,南为井田边界与西喂马煤矿毗邻,北为

3、二采区下山,西为尚未开采的203工作面。回采对地面设施的影响本工作面地面为丘陵山地,无地面设施影响。第二节 工作面几何尺寸与煤层赋存特征一、工作面几何尺寸工作面设计走向长度921.02m,回采长度856.06m,倾斜长180m,采高5.7m。二、煤层赋存特征1.煤层结构煤层结构简单,一般多于煤层中上部含1层薄层夹矸,其厚度变异系数24.3%,可采性指数1,为可采之稳定煤层,为一型。2.煤层厚度：5.65.8m,平均为5.7m。3.煤层倾角：46,平均为5。4.瓦 斯据省安全生产监督管理局晋安监煤字2006126号文批复,晋中市20#度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定汇总表,和顺隆华煤业,矿井瓦

4、斯绝对涌出量为4.17m3/min,相对涌出量为5.86m3/t,二氧化碳绝对涌出量为2.08m3/min,相对涌出量为2.93m3/t,属低瓦斯矿井。勘探时也采取15号煤层样作了瓦斯测定见表1-2。15号煤层瓦斯含量试验结果表 表1-2钻孔号瓦斯含量Ml/g可燃基瓦斯成份%煤层埋深mCH4CO2C2C6N2CH4CO2C2C6N230119.230.220.1632.7798.091.100.750.07356.143024.330.650.0191.3595.840.400.393.34206.65井田15号煤层瓦斯成份主要为甲烷,属甲烷带,按照瓦斯含量结合煤层埋深分析,井田瓦斯含量总体随

5、煤层埋深增大而增高。由表1-215号煤层瓦斯含量试验结果表中301钻孔、302钻孔的瓦斯含量,可计算出15煤层的瓦斯含量梯度。由式=/=/=10.03 式中：瓦斯梯度；Q瓦斯含量,m3/t；H埋深,m。由上式可知,15煤层瓦斯含量梯度为10.03。据省煤炭工业局晋煤安发2009329号文关于和顺隆华煤业首采区瓦斯涌出量预测的批复,煤炭科学总院研究院按照AQ1018-2006标准,对首采区15号煤层瓦斯基础参数和瓦斯涌出量进行了计算,预测矿井平均绝对瓦斯涌出量为16.89m3/min,平均相对瓦斯涌出量为8.92m3/t。根据已揭露的一采区三条大巷和二采区三条下山等煤层巷道施工瓦斯情况,煤巷施工

6、瓦斯含量低于3 m3/t。201工作面按年设计生产能力1.8Mt/a,峰值生产能力按2.4Mt/a计算,日产量为Qp为54547272t/d,则平均绝对涌出量Q201绝为：Q201绝=Q相Qp/1440=8.9254547272/1440=33.7845m3/min由此可见,201工作面开采的15煤层属临界高瓦斯。考虑到14号煤层距离15号煤层仅610.7m,对工作面开采瓦斯影响较大,故本工作面按高瓦斯设计。5.煤尘爆炸危险性该矿于20#9月和20#4月份从各坑口井下工作面采取3、15号煤层送省煤炭工业局综合测试中心做了煤尘爆炸性测试,其成果见表1-3。煤层煤尘爆炸性试验成果表 表1-3坑口煤

7、层火焰长度mm加岩粉量%有无爆炸性试验日期磨石沟3号1040有2003.9洪 水15号1040有2006.4.12根据测试结果,3、15号煤层均具煤尘爆炸危险,开采时应注意洒水防尘。 6.煤的自燃发火倾向该矿于20#9月和20#4月从各坑口井下工作面采取煤层样送省煤炭工业局综合测试中心做了煤的自燃倾向性测定,结果见下表表1-4。煤的自燃倾向性测定成果表表1-4坑口煤层吸氧量Cm3/g自燃等级倾向性试验日期磨石沟3号0.7740容易自燃2003.9洪水15号1.2680不易自燃2006.4.12 7.地温与地压本区属地温地压正常区,地温地压未见异常。第三节 工作面开采技术条件与储量状况工作面开采

8、技术条件与储量状况见表1-5。表1-5 工作面开采技术条件与储量状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K2石灰岩7.11深灰色、致密、坚硬块状、具裂隙,含动物化石碎片。直接顶砂质泥岩10.73砂质泥岩,致密,局部裂隙较发育。伪顶泥 岩0.001.30 0.15工作面局部有伪顶,为黑色泥岩,含碳质,质软破碎。直接底砂质泥岩14.14灰色、块状,顶部质硬,下部较软,含大量植物化石。老底铝质泥岩4.4013.8 6.33浅灰色,含植物化石和黄铁矿晶体,鲕状结构。主要地质构造情况1、断层名称走向倾向倾角性质落差m对工作面得影响程度本工作面围尚未发现断层2、其他 构造无水文地质情况该

9、面直接充水含水层为组石灰岩岩溶裂隙含水层,其补给来源主要为大气降水,含水层富水性弱。奥灰岩溶水位+728m远低于工作面15号煤层最低底板标高+1187.3m,奥灰岩溶水对本工作面开采无影响。矿井水文地质条件属简单型。即15号煤层属三类一型。该面主要水害威胁为15煤上部本区域主要充水含水层K2、K3石灰岩,属岩溶裂隙承压含水层。但根据钻孔抽水试验资料,K2石灰岩的单位涌水量为0.00037L/s.m,小于0.01L/s.m,富水性弱。正常涌水量m3/h2.0m3h最大涌水量m3/h5.0m3h储量计算块段号走向长m倾向长m面积煤厚容重t/m3工业储量 回采率可采储量万t921.021801657

10、845.71.46127.0289.2484.08合计921.021801657845.71.46127.0289.24110.34回采率的确定K面=Q工- Q设/ Q工 127.0213.67/127.02 89.24Q工：工业储量Q设：设计损失K面：工作面回采率注：201工作面留设瓦斯尾巷煤柱20m、大巷保护煤柱40m,因以后矿井挖潜时还可以回采大巷煤柱,故暂不计资源损失量若把瓦斯尾巷煤柱损失计入,则回采率仅为79.65。第二章 工作面巷道布置第一节 采区巷道布置为本工作面服务的采区巷道主要有：工作面轨道巷、皮带运输巷和回风巷,该准备巷道均布置在采区走向的中部,系20#矿井资源整合之前90

11、Kt/a的原二采区下山,由于资源整合后,井田面积扩大,该三条下山位置不合理,需要重新布置二采区下山,故该三条巷道作为准备巷道被用于201工作面,二采区下山另行设计。该三条准备巷道描述如下：工作面轨道巷通过煤门与1240m水平大巷相连,采用一级提升,一级提升巷道坡度为5,水平长度为325.89m,从而形成201工作面提升辅助运输系统。201工作面轨道巷沿15煤煤层底板施工。工作面皮带巷平行201工作面轨道巷布置,直接与东皮带运输大巷相联,采用一部SSJ-1200/3315可伸缩胶带输送机运输,倾角5,运输距离302.46m。201工作面皮带巷直接与东皮带巷皮带搭接,东翼皮带巷经主井煤仓与主斜井相

12、连,通过皮带运输构成工作面煤炭运输系统。201工作面皮带巷沿15号煤层底板掘进。工作面回风巷平行工作面轨道巷布置,直接与东回风巷相连,构成工作面回风系统。回风下山沿15煤煤层顶板施工。第二节 工作面巷道布置方式201工作面为矿井正式投产前的二采区试生产工作面。在工作面准备巷道原二采区的三条下山与二采区南部边界之间走向长壁布置201工作面,工作面准备巷道施工到满足201工作面生产需求位置时,开始施工工作面顺槽。工作面采用U+L型一进二回通风方式如图21,主要有三条巷道,即工作面进风顺槽、回风顺槽和工作面瓦斯尾,其中： 工作面进风顺槽直接与工作面皮带巷相联,经工作面进风联络巷与工作面轨道巷相联,形

13、成工作面进风与辅助运输系统；回风顺槽经工作面回风顺槽联络巷与工作面轨道巷相联,形成工作面回风侧辅助运输系统,回风顺槽过了停采线后起坡跨越皮带巷和轨道巷与工作面回风巷相联,形成工作面的回风系统,工作面瓦斯尾巷跨越皮带巷和轨道巷后直接与工作面回风巷平交,形成工作面瓦斯排放与回风系统,并通过横贯与工作面回风顺槽相连,构成工作面瓦斯排放系统和掘进期间的煤炭运输系统。该工作面巷道布置方式的优缺点如下：1、优点1由于工作面布置两条回风巷,其中回风顺槽的瓦斯浓度不超过1%、瓦斯尾巷的瓦斯浓度不超过2.5%,因此回采工作面风排瓦斯的能力大,可以有效地提高风排量。2瓦斯尾巷与回风顺槽之间的联络横贯一方面为满足双

14、巷施工要求,另一方面为解决回采工作面上隅角瓦斯所需要的通风断面。一般情况下该联络横贯的宽高=21.5m。由于瓦斯尾巷的风量小于回风顺槽,采前所设置的密闭墙在采过后打开时只需在墙上挖一个洞即可满足通风要求,当工作面新的联络横贯被打开,旧的联络横贯需要进行重新封闭时,其封闭工程量很小,密闭质量有保障,从而为下一个工作面的生产减少采空区漏风创造了条件。2、缺点1该布置方式由于只有一条进风顺槽,而该进风顺槽所布置的运输设备和设备列车使通风阻力增大,直接影响工作面供风量。2由于瓦斯尾巷受一次采动压影响收缩变形,如果再作下一工作面进风顺槽时,往往要提前进行整修,这样就影响了顺槽的安装、推迟了工作面的衔接时

15、间；另外受二次采动压影响,进风顺槽二次收缩变形,不仅严重影响设备列车的前移和运输顺槽的正常使用,而且由于进风顺槽布置有运输设备和设备列车加大了二次整巷的难度。1、进风顺槽工作面进风顺槽位于工作面皮带巷的南侧,沿15号煤层底板布置,为实体煤巷道。首先在轨道巷开门施工进风联络巷,到达进风顺槽位置后开始施工工作面进风顺槽。工作面进风顺槽为机轨合一巷道,采用锚网带支护,矩形断面,净宽4500mm,净高2800mm,净断面积12.6m2；巷道顶部铺联金属菱形网,按照800mm的间距锚固M型钢带,每排M型钢带打根22mm2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆,沿巷中每隔3.2m在M型钢带之间加打一根锚索；帮部铺

16、联金属菱形网,按照800mm的排距锚固20mm2200mm的左旋无纵筋树脂锚杆,每排每帮均匀布置四根锚杆,在特殊区域采取套棚联合支护。进风顺槽布置有108的供水管一路、108的供风管一路、159的排水管一路,并在靠近工作面的地点设有移动电站、乳化泵站等。该顺槽主要用作工作面进风、煤炭运输和辅助运输之用。掘进施工期间安装SSJ800/275皮带机与工作面皮带巷皮带机搭接,形成进风顺槽掘进期间的煤炭运输系统。2、回风顺槽工作面回风顺槽在工作面轨道巷开门施工回风顺槽联络巷,形成工作面的辅助运输系统。采用锚网带支护,矩形断面,净宽4000mm,净高2800mm,净断面积11.2m2；巷道顶部铺联金属菱

17、形网,按照800mm的间距锚固M型钢带,每排M型钢带打5根22mm2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆,沿巷中每隔3.2m在M型钢带之间加打一根锚索；帮部铺联金属菱形网,按照800mm的排距锚固20mm2200mm的左旋无纵筋树脂锚杆,每排每帮均匀布置四根锚杆,在特殊区域采取套棚联合支护。为了施工安全,在跨巷施工回风顺槽之前,分别在工作面皮带巷和轨道巷采用12号矿用工字钢套棚加固,套棚围每侧超出回风顺槽2m,要求棚棚梁、腿分别用16钢筋加工的拉杆螺丝固定,首尾棚子的梁、腿用锚杆锁住。工作面回风顺槽沿15煤层底板掘进,过了停采线后以15起坡见15号煤层顶板后沿15号煤层顶板掘进,分别跨越工作面皮带巷

18、、轨道巷后与工作面回风巷平交连接。该顺槽用作工作面回风、排水和辅助运输之用。掘进施工期间安装SSJ800/275皮带机通过溜煤眼与工作面皮带巷皮带机搭接,形成工作面回风顺槽掘进期间的煤炭运输系统,施工完毕后封堵该溜煤眼。在回风顺槽的上帮不采帮布置一路108的防尘管、一路89的注浆管、一路89的供风管和108的排水管一路与束管监测管路等管线,并在回风顺槽沿巷中位置敷设铁路。89的注浆管暂时敷设到工作面停采线处,特殊情况再敷设到工作面的上出口对工作面进行采后注浆。3、瓦斯尾巷虽然工作面生产能力在1.80Mt/a以下时为低瓦斯,但工作面生产期间放煤时瞬时瓦斯会迅速升高,而且工作面直接顶围有一层0.3

19、50.65m厚的14号煤层,回采期间,该层瓦斯会通过采空区垮落的顶板空间直接进入工作面,致使工作面上寓角瓦斯升高。为了将工作面上寓角的瓦斯排放出去,与工作面回风顺槽相距20m沿工作面走向布置一条瓦斯尾巷,瓦斯尾巷直接与工作面回风巷平交连接,形成工作面的瓦斯排放与回风系统。为了解决瓦斯尾巷掘进期间的煤炭运输问题,本设计考虑瓦斯尾巷与回风顺槽进行双巷掘进,综掘施工期间,首先每隔105m施工一个瓦斯尾巷横贯,通过临近瓦斯尾巷掘进迎头的横贯与回风顺槽构成通风系统,实现双巷近距离通风。在瓦斯尾巷横贯铺设40T刮板输送机与工作面回风顺槽的SSJ800/275皮带机搭接,形成瓦斯尾巷掘进煤的运输系统。工作面

20、瓦斯尾巷沿15煤层顶板掘进。采用矩形断面,净宽3000mm,净高2800mm,净断面积8.4m2,其支护方式和垮巷施工方法与工作面回风顺槽相同。4、瓦斯尾巷横贯为了把工作面上寓角的瓦斯排入瓦斯尾巷,从开切眼开始,每隔35m在瓦斯尾巷与回风顺槽之间施工一个横贯。工作面回采时,当工作面上端头支架尾梁推进到瓦斯尾巷横贯位置时,打开该瓦斯尾巷横贯,同时,关闭采空区一侧的瓦斯尾巷横贯,依此类推。瓦斯尾巷横贯沿15号煤层顶板掘进。瓦斯尾巷与工作面采用双巷掘进,在掘进施工期间,每隔105m布置一个横贯,一是与回风顺槽构成近距离通风系统,二是形成瓦斯尾巷施工期间的煤炭运输系统,其余瓦斯尾巷横贯等施工完工作面顺

21、槽后补打。采用矩形断面,净宽1500mm,净高2000mm,净断面积3.0m2,锚网支护。5、联络巷：工作面的联络巷主要有进风联络巷和回风顺槽联络巷。采用半圆拱断面,净宽3000mm,净高3000mm,墙高1500mm,净断面积8.03m2,锚网喷支护。说明：如果没有M型钢带,可以人工加工制作同等支护强度的钢筋梯使用。第三节 巷道断面形状、几何参数与支护形式巷道走断面形状、几何参数与支护形式见表2-1。表2-1 巷道断面形状、几何参数与支护形式巷道名称进、回风断面形状净宽m净高m净断面支 护 形 式回风顺槽回风矩形4.02.811.2锚网梯加锚索联合支护进风顺槽进风矩形4.52.812.6锚网

22、梯加锚索联合支护瓦斯尾巷回风矩形32.88.4锚网梯加锚索联合支护切 眼回风矩形72.819.6锚网梯加锚索与工字钢配合单体液压支柱联合支护联络横贯回风矩形1.52.3.0锚网支护联络巷进风半圆拱3.02.88.03锚网喷支护第四节 工作面开切眼、停采线位置的确定与依据一、工作面开切眼位置的确定与依据201工作面西南为井田边界保护煤柱,按规定预留40m保护煤柱,东南为一采区回风大巷,为了一采区回风大巷免受采场动压破坏,大巷留设保护煤柱40m,加上工作面瓦斯尾巷煤柱20m,共计63m,西北为尚未开采的203工作面,两个工作面的煤柱留设留待203工作面设计考虑。开切眼沿15号煤层底板掘进,净宽7m

23、,净高2.8m,首先使用综掘机施工一个宽4m,高2.8m的导峒,然后分段扩切眼,直到达到切眼设计宽度。二、工作面停采线位置的确定与依据本面为矿井基建后试产工作面,尚无矿压观测资料,根据毗邻的天池公司101综采放顶煤工作面矿压监测与倾向矿山压力分布规律研究研究报告,工作面超前支承压力影响围为13.322.06m,平均17.27m,最大22.06m,因此,工作面停采线与工作面皮带巷之间按30m留设,实际煤柱尺寸根据工作面采到时,皮带巷矿压显现情况决定,原则上,以满足工作面安全收尾为准。第三章 采煤方法与工作面装备第一节 采煤方法一、采煤方法的选择201工作面开采的15煤层位于石炭系上统组,煤层厚度

24、：5.65.8m,平均为5.7m,倾角：46,平均为5；结构简单,一般多于煤层中上部含1层薄层夹矸,其厚度变异系数24.3%,可采性指数1,工作面全部发育,稳定可采,为一型,其顶板为砂质泥岩,底板为砂质泥岩、泥岩。根据15号煤层的开采技术条件,本设计提出综采放顶煤和大采高一次采全高综采两种回采工艺,分析比较如下：一综采放顶煤回采工艺15号煤层厚度5.65.8m,平均为5.7m,倾角：46,平均为5,若采高设计为2.6m,则采放比为1：1.19。1、优点：1放顶煤开采在我国是一种成熟的厚煤层采煤方法,它利用采煤机对15号煤层的底层进行破落装煤,经工作面前部刮板输送机运出,上部剩余部分的顶煤利用矿

25、压和自重垮落后,通过放煤口回收到后部刮板输送机运出,具有技术成熟,产量高,效益高,工效高,动力消耗低,成本低,矿井投产初期投资低,巷道布置简单的特点。2和顺地区采用综采放顶煤工艺开采15号煤层,积累了丰富的使用经验,且技术经济效益显著。2、缺点：1资源回收率相对较低。顶煤的回收率一般不超过75%,综放的回采率一般在8085%,与分层开采和一次采全高相比,工作面煤炭回收率明显降低。2工艺复杂,放顶煤时,瓦斯随着顶煤一起释放,工作面瓦斯涌出量不稳定。315号煤层的上部夹矸对放顶煤有一定的影响。二大采高一次采全高工艺根据用大采高一次采全高综采工艺的开采经验,如晋煤集团、潞安集团和西山煤电屯兰煤矿大采

26、高的采高已经达到6.5m以上,而且设备已经实现国产化,通过工业性实验是可行的。201工作面15号煤的厚度一般在5.65.8m,比较适合于大采高一次采全高工艺进行开采。1、优点1煤炭资源回收率高。采用大采高一次采全高工艺进行开采能够充分使用15号煤层的厚度变化,其工作面综合回采率一般在90%以上。2大采高一次采全高设备效率能够得到充分发挥。根据神东矿区各矿井,在煤层倾角5以下、采高4.0m左右的条件下,采用引进大采高综采设备的所有工作面单产突破了年产500万吨/年,有的已突破1000万吨/年。 315号煤层含有12层夹矸,可以通过机采破落。2、缺点1初期投资大。2一次采全高综采液压支架的重量和外

27、形尺寸的加大,矿井的井巷宽度和高度相对较大,施工与支护难度相对提高,现有井巷工程需要改造,从而进一步增加了矿井的投资。3工作面采高大,表面力也大,容易引起工作面煤壁片帮伤人。4和顺地区与本矿对大采高一次采全高工艺缺乏经验。通过上述综合分析,虽然201工作面开采15号煤层采用综采大采高一次采全高更合理,但综合考虑,仍然采用业已成熟的综采放顶煤回采工艺技术。三采煤方法的确定1、采煤方法本工作面采用走向长壁顶板垮落综采放顶煤一次采全高采煤法。 2、落煤方式割煤方式为双向割煤,往返一次割两刀,端头斜切进刀,斜切进刀长度不小于30m,截深0.8m。具体操作如下：1采煤机向下上割透端头煤壁,同时自上下往下

28、上推移刮板运输机,并在煤机后将刮板运输机推出约30m的弯曲段,将两个滚筒的上下位置调换,向上下进刀,通过弯曲段使得采煤机达到正常截割深度即0.8m。按要求推移刮板运输机至平直状态。2将两个滚筒的上下位置调换,向下上割三角煤至割透端头煤壁。3割完三角煤以后,再次将两个滚筒的上下位置调换,采煤机空机返回,进入正常割煤状态。4采煤机正常割煤时,采用前滚筒截割工作面上部煤层,后滚筒截割工作面下部煤层的割煤方式。附图1：采煤机进刀方式示意图二 、采高的确定201工作面回采的15煤层厚度在5.65.8m,平均为5.7m,采用MG300/730-WD 交流电牵引采煤机割煤,采高围：2.0-4.0m,截深80

29、0mm,据此确定采高为2.6m,采放比为1：1.19,尽量减少动力负荷,少采多放,实现高产高效。工作面从开切眼开始回采后,采取顶煤预裂措施,减小初次放煤步距,根据毗邻煤矿15号煤层放顶煤的情况,初次放煤步距设计为8m；工作面结束前,距停采线15m时停止放煤,如果顶煤破碎,则将工作面爬至煤层顶板回采,为工作面撤除创造条件。工作面两端头使用端头放顶煤液压支架将顶煤放出。三、采煤工艺1采煤工艺本工作面采用综合机械化放顶煤采煤工艺。2.采煤工艺过程割煤移架推前溜放煤拉后溜。2.工艺说明割煤: 双滚筒采煤机割煤,采高2.6O.lm,截深0.8m。割煤方式为双向割煤,往返一次割两刀,端头斜切进刀,斜切进刀

30、长度不小于30m,截深0.8m。放煤: 放煤采用分段双轮顺序放煤,一刀一放,放煤步距0.8m。液压支架通过尾梁和插板的伸缩、摆动放顶煤,初次放煤在支架推过切眼后顶煤自然垮落时进行,工作面收尾前10m停止放煤。采煤工作面两端头通过剪网插板的伸缩操作,将端头支架上铺设的金属网切开的方式,放出端头支架上的顶煤。3.采放比割煤高度为2.6m,放采比为 :2.61：1.19。4循环放煤步距的确定由经验公式 Lh,则放煤时,循环放煤步距为：Lh 5.00.751.0式中:h放煤口至煤层顶部垂高。由此确定循环放煤步距为L0.8m。5工艺要求1见顶板矸石占放出物的1/3时停止放煤。2若遇到大块煤不易放出时,可

31、反复伸缩插板,小幅度上、下摆动尾梁,使顶煤破碎后顺利放出,严禁放炮崩矸。3放煤结束后应关好放煤口,并确保过煤高度不小于500mm。四、工作面正规循环生产能力201综放工作面走向推进长度675.41m,倾斜长180m,煤厚平均5.7m,循环进度：0.8m。1.循环产量的计算机采循环产量QJ=1802.60.801.460.95519.29 放顶煤循环产量QF=1803.10.801.460.75488.80 。则循环产量QxQJQF519.29488.801008.093平均回收率2.6953.175/5.784.122.日产量的计算bnQX241008.098064.72式中：b生产班数,工作

32、面采用三八制作业,二班生产一班检修,故b2；n每班循环数,n43.月产量的计算QYQR290.858064.72290.8519.874.年产量的计算QN12QY1219.87238.44第二节 工作面装备工作面设备总体配套见表3-1。表3-1 201综放工作面设备总体配套表序号设备名称型 号备注1液压支架基本液压支架：ZF5200/17/35 端头支架：ZFG6000/19/322采煤机MG300/730-WD型交流电牵引采煤机3刮板输送机前 部：SGZ800630 后 部：SGZ8006304机SZZ1000/4005破碎机PCM2006胶带输送机SSJ1200/32507泵站乳化泵：GR

33、B315/31.5 喷雾泵：BPW315/168辅助运输设备SQ120型连续牵引车第四章 生产系统一、煤炭运输系统201综放工作面201进风顺槽201运输巷东翼皮带主井煤仓主斜井地面二、辅助运输系统2.1工作面回风顺槽副斜井1240m轨道大巷201回风顺槽联络巷201工作面回风顺槽201综放工作面。2.2工作面进风顺槽副斜井1240轨道大巷201进风联络巷201工作面进风顺槽201综放工作面。三、供水系统3.1供水方式201工作面用水来自副斜井,经高压水管利用压力差输送至工作面。3.2供水系统回风顺槽供水管路地面水池DN108副斜井DN1081240m轨道大巷DN219201轨道巷DN1082

34、01回风顺槽联络巷DN80201回风顺槽DN80201综放工作面。进风顺槽供水管路地面水池DN160主斜井DN160主副斜井联络巷DN1601240m轨道大巷DN219201轨道巷DN108201进风联络巷DN80201进风顺槽DN80201综放工作面。四、排水系统4.1排水方式201顺槽采用低洼处积水采用水泵经排水管路排出的方式。4.2排水系统回风顺槽排水管路201回风顺槽DN50201回风顺槽联络巷DN50201轨道巷DN1081240m轨道大巷DN180副井井底车场DN180副井中央水仓DN1802副井井筒DN1802地面矿井水处理站。进风顺槽排水管路201进风顺槽DN50201进风联络

35、巷DN50201轨道巷DN1081240m轨道大巷DN180副井井底车场DN180副井中央水仓DN180副井井筒DN1802矿井水处理站。五、压风系统5.1压风方式201工作面顺槽采用压风管线直接输入的方式。5.2压风路线回风顺槽压风管路地面压风机房DN180主斜井DN180主副斜井联络巷DN1801240m轨道大巷DN219201轨道巷DN159201回风顺槽联络巷DN108201回风顺槽DN108采煤工作面。进风顺槽压风管路地面压风机房DN180副斜井DN1081240m轨道大巷DN219201轨道巷DN159201进风联络巷DN108201进风顺槽DN108采煤工作面。六、风量计算、通风

36、系统与反风系统6.1风量的计算201工作面按年设计生产能力1.8Mt/a计算,日产量为Qp为5454t/d,则平均绝对涌出量Q201绝为：Q201绝=Q相Qp/1440=8.925454/1440=33.78m3/min从安全角度考虑,按45 m3/min计算。本设计考虑在201工作面上端头采空区埋管抽放采空区的瓦斯,瓦斯抽放率在30%以上,因此,采用埋管瓦斯抽放后,预计201埋管抽放瓦斯量为：Q抽=Q201绝30%33.7830%=10.13m3/min工作面实际瓦斯涌出量=总量-抽放量=33.78-10.13=23.65m3/minQ采=QA+QB=aq采K瓦K备/1%+bq采k瓦K备/2

37、.5% =23.650.401.21.2/1%23.650.601.21.2/2.5%=1362.24+817.34=2179.58m3/min取2200 m3/min。式中：Q采采煤工作面实际需要风量m3/min； QA回风顺槽风量m3/min；QB瓦斯尾巷风量m3/min；a回风顺槽风排瓦斯量占工作面瓦斯涌出量的百分比%,取40；b瓦斯尾巷风排瓦斯量占工作面瓦斯涌出量的百分比%,取60；q采瓦斯绝对涌出量m3/min；K瓦采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.2；K备采煤工作面风量备用系数取1.2。201工作面布置了专用排放瓦斯巷道 ,其排放瓦斯浓度可控制在2.5%以下,增加了工作面风排瓦斯量

38、,所以采用瓦斯抽放系统与布置瓦斯尾巷等措施后,2200m3/min可以满足工作面供风排放瓦斯的需求。6.2风量验算按工作面最多人数验算Q=4N=450=200m3/min式中:Q工作面所需风量m3/min； N回采工作面同时工作最多人数,50人。按风速验算60VminSQ60VmaxS式中:Q工作面所需风量m3/min；Vmin、Vmax工作面所允许的最小风速和最大风速Vmin=0.25m/s、Vmax=4m/s；S201进风顺槽有效通风断面按12.6m2设计；60VminS=600.2512.6=189m3/min；60Vmax=60412.6=3024m3/min；60VminS2200m

39、3/min 60VmaxS。通过验算可知,工作面配风量2200m3/min,符合煤矿安全规程规定。6.3通风线路设计工作面通风方式201工作面采用一进二回的通风方式 。工作面通风系统副斜井1240m轨道大巷201轨道巷上车场绕道201轨道巷201进风联络巷201进风顺槽201工作面201回风顺槽201回风巷总回风巷回风斜井地面。工作面局部反风系统回风斜井东回风大巷201回风巷201回风顺槽201工作面201进风顺槽201进风联络巷201轨道巷201轨道巷上车场绕道1240m轨道大巷副斜井地面。七、供电系统201综采放顶煤工作面动力电源来自采区变电所,总装机容量为4282KW,共分二组进行供电。

40、第一组是工作面与顺槽皮带10KV变电站,装机容量为4100KW；第二组是绞车运输和排水用电,装机容量为282KW。采区变电所到工作面高压供电线路全长2400m,低压供电线路全长1100m。根据现场实际和工作面负荷情况,共分二路由采区变电所供给201工作面配电点。第一路是从采区变电所引出一条10KV高压电缆YJV226/103150mm,经一采区轨道上山201进风联络巷201配电点高防开关供工作面设备与顺槽皮带；第二路是从采区变电所引出一条 MY0.38/0.66370+125低压电缆经一采区轨道上山201回风顺槽联络巷配电点馈电开关供绞车运输与排水。工作面移动变电站布置在进风顺槽距切眼110米

41、处供工作面中各设备用电。两条顺槽分别安装一台无极绳绞车,工作面两端各安装一台25T绞车,供下料用。7.1高压供电系统采区变电所10KV YJV22 3150 mm2一采区轨道石门10KV YJV22 3150 mm2采区轨道下山10KV YJV223150 mm2201配电点高防开关201工作面移动变电站。201工作面高压供电系统图见图4-1。7.2低压供电系统进风顺槽低压供电系统采区变电所MY0.38/0.66 370 mm2采区轨道石门MY0.38/0.66 370 mm2采区轨道下山MY0.38/0.66 370 mm2201配电点400馈电开关MY0.38/0.66 370 mm2绞车

42、、无极绳绞车、水泵。回风顺槽供电系统采区变电所MY0.38/0.66 370 mm21150大巷MY0.38/0.66 370 mm2201回风顺槽联络巷MY0.38/0.66 370 mm2400馈电开关MY0.38/0.66 370 mm2绞车、无极绳绞车、水泵。图4-1 201工作面供电系统图八、防火注浆系统风井地面注浆站风井DN125总回风巷DN125201回风巷DN125201进风、回风顺槽联络巷DN125201进风顺槽201回风顺槽DN100201工作面。九、安全监测控系统使用KJ90煤矿安全监控系统,采用RS485电缆通讯方式,现有监控分站包括备用分站共13台,其分站5台、中分站2台、小分站6台。9.1系统结构KJ90NA型煤矿安全监控系统地面监控中心站采用分布式处理模式,树型主干连接,全网络化结构,网络构成为Ethernet以太局域网,通信协议为TCP/IP、NETBUI、SPX/IPX等。9.2工作面安全监控系统地面监控室副斜井+1240轨道大巷201轨道巷201进风联络巷工作面进风顺槽工作面电站安装分站一台,风速传感器一台,温度传感器一台,断电仪一台接三机信号开停综放工作面安装上隅角CH4传感器工作面回风