2631(3)綜放工作麵設計說明書

　　　一、概況
　　　1.工作麵範圍及四鄰采掘情況
　　　該工作麵位於西三下山采區，北鄰2621(3)工作麵(2004年8月回采完畢)，南到-615m等高線，西起2631(3)出煤斜巷，東至F4正斷層。西北方2622(3)高普麵即將收作（預計2005年1月）。其下部西翼為11槽2662(1)工作麵（預計2005年1月回采）。對應地表為架河北幹渠、泥河堤、楊家瓦房、塌陷區。
　　　該麵設計走向長850m，傾斜寬194m，麵積164900m2，可采儲量93.2萬噸。
　　　2. 煤層情況
　　　該麵13-1煤層受F4、Fy9正斷層影響，煤層產狀變化較大，13-1煤層產狀為：195～227°∠8～10°，13-1煤厚4.0～4.51m。13-2與13-1煤層間距0.58～2.68m，層間距變化較大，13-2煤厚0.5～1.34m。

　　5. 水文地質情況

　　該麵主要充水水源為2621(3)老空區積水及頂板砂岩裂隙水,2621(3)老空區積水最大水頭高度為14m，最大積水量：Q=44200m3。預計最大湧水量：50m3/h，正常湧水量：5m3/h。

　　6. 其它

　　13-1煤層瓦斯自然含量為8～11m3/t，煤層具有爆炸危險性，爆炸指數為37～40%;煤層具有自燃發火性，發火期為3~6個月;地溫29～30℃，地壓一般。

　　二、工作麵巷道布置及支護設計

　　1.工作麵巷道布置

　　在西三下山采區，我礦采用高抽巷及本煤層消突等瓦斯綜合治理方法已經成功回采了2622(3)、2621(3)兩個綜放麵。根據礦井生產接替安排，2631(3)將作為1541(3)的接替工作麵，預計於06年4月開始回采，12月收作。該麵將采用同樣的開采方式。

　　2004年我礦在2322(3)綜放麵開展了上風巷外錯式布置實驗研究，並取得了成功，為類似條件下的巷道布置和煤炭開采積累了經驗。為充分應用這一研究成果，並拓展研究的內涵和應用範圍，我們將繼續在2631(3)綜放麵開展上風巷外錯式布置實驗研究，將2631(3)上風巷布置在上階段2621(3)采空區，並研究不同地質條件下的防火、防水及瓦斯綜合治理技術。

　　上風巷：在2621(3)下順槽出煤斜巷內，距離b51測點9m處作為上風巷開窩中，這樣上風巷與2621(3)下順槽淨煤垛為2m，實際外錯距離為9m(以巷中計)，然後按136°方位向東施工862.1m至切眼位置。

　　下順槽：先在西三西煤下上距離Wm10測點57m處開窩，按120°方位向東施工73m聯巷，並施工出煤斜巷，然後改向按136°方位向東施工850m至切眼位置。為防止瓦斯突出，在下順槽掘進施工過程中，每隔40m施工一對幫部鑽場，用於預抽瓦斯，鑽場規格4.0m×2m，錨網支護。

　　切眼：設計長度191.2m(平距)，方位48°，距離F4正斷層20m。

　　出煤斜巷：在西三皮帶機下山內，距離16P24點34.9m(平距)處開窩，按195°30′方位，16°30′傾角向煤層方向施工79.4m與下順槽貫通。

　　高抽巷：在2621(3)下順槽外口開窩，按2621(3)出煤斜巷相同方位向前施工，距b51點5m處開始按25°上坡施工24m斜巷變平，變平後施工8.2m平巷，在距離變平點1.2m處改向按136°方位、7°上坡施工75m預計可見15煤層，然後沿15煤層、按136°方位施工730m(平距)，再按15°下坡施工35m停。這樣高抽巷與2631(3)上風巷平距為27m，與2621(3)下順槽平距20 m;與13-2煤層頂板法距平均22m，停頭位置與切眼法距11m。

　　2. 巷道支護與斷麵選擇

　　上風巷為外錯式布置，沿2621(3)采空區掘進，預計頂板破碎，巷道壓力較小，因而采用4#U型鋼棚支護;下順槽和切眼均為煤層實體掘進，根據地質資料和已揭露巷道現場情況，煤層頂板較穩定，宜用錨梁網支護。

　　⑴ 上風巷巷道斷麵及支護：

　　上風巷主要用途是回采進料和回風，斷麵規格為4.33×3.0m，掘進斷麵為12.6 m2，淨斷麵為10.9m2，其中外 口30m車場采用5#U型鋼棚支護，斷麵規格為5.03×3.2m，掘進斷麵為14.9 m2，淨斷麵為13.2m2。

　　⑵ 下順槽巷道斷麵及錨杆支護初步設計：

　　下順槽主要用途是回采運煤和進風，巷道斷麵規格設計為4.6×2.8m(中高)，淨斷麵為11.88m2，可滿足生產要求。

　　① 頂板支護

　　頂板支護結構：錨索+錨杆+12#槽鋼梁+金屬網。

　　根據該區域13-1煤層頂板結構，其直接頂為泥岩、13-2煤及砂質泥岩，其中 13-1與13-2之間夾矸平均厚0.8m，由西往東夾矸逐漸變薄，13-2平均厚0.9m，砂質泥岩厚0~8.5m，老頂為細砂岩，平均厚度5.4m。因此初步設計掘進跟13-2頂板，錨索長度取4.4m，錨杆長度取2.5m，根據實際觀測情況再行調整。

　　巷道斷麵內共布置4根錨索，2根錨杆，安裝時，槽鋼梁壓緊金屬網，錨杆、錨索穿過槽鋼梁中孔眼。

　　② 巷幫支護

　　巷幫支護結構：錨杆+鋼筋梯子梁+金屬網。

　　巷道上、下幫各布置4根錨杆，錨杆規格為直徑×長度=φ20×2500mm，錨杆間排距，上幫：800×800mm，下幫：700×800mm，矩形布置。安裝時，鋼筋梯子梁垂直巷道頂底板，並壓緊金屬網，錨杆壓緊梯子梁。

　　③ 支護主要技術參數

　　斷麵形狀：矩形

　　巷道掘進斷麵：寬×高=4.8m×2.8 m(中高)=13.44 m2(掘)= 12.42m2(淨)

　　頂板錨索：φ15.24×4400mm

　　頂板錨杆：φ20×2500mm

　　錨索錨固長度：1600mm

　　錨索間排距：850×800mm

　　巷幫錨杆：φ20×2500mm

　　錨杆錨固長度：800mm

　　錨杆間排距：頂板：4250×800mm;上幫：800×800mm;下幫：700×800mm

　　頂板槽鋼梁：12#槽鋼，長度4600mm;托板：平托板140×90×10鋼板

　　巷幫梯子梁：φ16mm圓鋼焊接，長×寬=2800×60mm;托板：廢舊U棚鋼板

　　頂板金屬網：長×寬=5000×950mm，采用10#鐵絲編織，網孔為50×50mm菱形。

　　巷幫金屬網：長×寬=3000×950mm，采用10#鐵絲編織，網孔為50×50mm菱形。

　　錨索錨固力：≥200kN

　　錨杆錨固力：≥100kN

　　錨杆破斷力：≥150kN

　　樹脂錨固劑粘結強度：≥4MPa

　　錨索安裝預緊力：100kN

　　錨杆安裝扭矩：250Nm

　　⑶、切眼：

　　切眼采用錨梁網索支護，頂板布置3根錨杆，1根錨索，兩幫均打4根錨杆，參數如下：

　　巷道斷麵：寬×高=3.2×2.8 m=8.96 m2(掘)=8.10 m2(淨)

　　錨杆：φ20×2000 mm;

　　錨索：φ15.24×4400 mm，沿巷中交錯布置;

　　錨杆間排距：頂板900×800m、巷幫800×800m;

　　錨杆藥卷：Z2350(每孔2根)，錨索藥卷：Z2350(每孔4根);

　　頂板用12#槽鋼梁長：3.0m ，托板：平托板140×90×10鋼板;

　　巷幫用梯子梁長2.6m;托板：廢舊U棚鋼板;

　　頂板金屬網：長×寬=3400×950mm，采用10#鐵絲編製，網孔為50×50mm菱形;

　　巷幫金屬網：2900×950mm，采用10#鐵絲編製，網孔為50×50mm菱形;

　　錨杆孔深：2000mm;

　　錨索孔深：4200mm;

　　錨杆錨固長度：800mm;

　　錨索錨固長度：1600mm;

　　頂板錨杆錨固力：≥100 KN

　　錨索錨固力：≥200KN;

　　巷幫錨杆錨固力：≥80KN。

　　⑷、運煤斜巷：

　　運煤斜巷作用是出煤和進風，為岩層巷道，巷道斷麵為4.0m×3.2m的半圓拱，掘進斷麵11.8m2，淨斷麵10.8m2。采用錨網支護：

　　錨杆規格：φ20×2000mm，間排距：700×700mm;

　　10#鐵絲網，規格按實際需要定;

　　錨杆孔深：2000mm;

　　錨杆錨固長度：800mm;

　　錨杆錨固力：≥120 KN

　　⑸、高抽巷：

　　高抽作用是抽放回采工作麵瓦斯，為岩層巷道，巷道斷麵為2.6m×2.6m的半圓拱，掘進斷麵6.0m2，淨斷麵5.4m2。采用錨網支護：

　　錨杆規格：φ16×1600mm，間排距：700×700mm;

　　10#鐵絲網，規格按實際需要定;

　　錨杆孔深：1600mm;

　　錨杆錨固長度：800mm;

　　錨杆錨固力：≥120 KN

　　三、工作麵生產能力

　　1. 采煤方法：

　　區內後退式走向長壁放頂煤全部跨落綜合機械化采煤法。

　　2. 工作製度;

　　工作麵年工作日為350天。工作製度為“三·八”作業製，即兩班采煤一班準備。

　　3. 生產能力：

　　本工作麵設計平均采高4.3m，工作麵斜長194m，按每天7個循環，循環進尺0.6m，正規循環率0.85，工作麵回采率0.8。

　　則，

　　工作麵的生產能力為：

　　A=350×7×0.6×4.3×194×1.42×0.85×0.8

　　=1184090 (t/a)

　　工作麵月推進度為：

　　L月=7×0.6×30×0.85=107m

　　服務年限：

　　T=850/107=7.9 (月)

　　四、工作麵生產係統

　　1. 運煤係統：

　　工作麵出煤→2631(3)下順槽→出煤斜巷→西三13-1底板皮帶機下山→西三煤倉→西三大巷→西二大巷→井底車場→東卸煤坑→主井。

　　2. 運料係統：

　　地麵→副井→井底車場→西二大巷→西三大巷→西三13-1底板軌道下山→第二中部車場→2622(3)下順槽聯巷 →2631(3)上風巷→工作麵。

　　3.通風係統：

　　⑴ 掘進工作麵局部通風係統及通風方式

　　2631(3)上風巷及切眼：

　　新鮮風：地麵→主、副井→井底車場→西二大巷→西三大巷→西三13-1底板皮帶機下山→2621(3)出煤斜巷局扇→2631(3)上風巷掘進工作麵;

　　乏風：掘進工作麵→2631(3)上風巷→西三13-1西煤下山→西三風橋→西翼-530m總回風巷(或西三13-1西煤下山→西三13-1東煤下山→西三~西二13-1底板回風大巷→西二軌道上山→西二回風石門)→西二-380m總回風巷→中央風井。

　　2631(3)下順槽：

　　新鮮風：地麵→主、副井→井底車場→西二大巷→西三大巷→西三13-1底板皮帶機下山→出煤斜巷→2631(3)下順槽掘進工作麵;

　　乏風：掘進工作麵→2631(3)下順槽→西三13-1西煤下山→西三風橋→西翼-530m總回風巷(或西三13-1西煤下山→西三13-1東煤下山→西三~西二13-1底板回風大巷→西二軌道上山→西二回風石門)→西二-380m總回風巷→中央風井。

　　掘進工作麵的通風方式為壓入式通風。

　　⑵ 回采工作麵通風係統及通風方式

　　新鮮風：地麵→主、副井→井底車場→西二大巷→西三大巷→西三13-1底板皮帶機下山→2631(3)運煤斜巷→2631(3)下順槽→工作麵;

　　乏風：工作麵→2631(3)上風巷→西三13-1西煤下山→西三風橋→西翼-530m總回風巷(或西三13-1西煤下山→西三13-1東煤下山→西三~西二13-1底板回風大巷→西二軌道上山→西二回風石門)→西二-380m總回風巷→中央風井。

　　2631(3)回采工作麵采用後退式U型上行通風方式。

　　五.局部通風設計

　　(一)工作麵風量計算

　　1、按瓦斯湧出量計算：

　　Q采=100×q通×(1-K抽放率)÷C

　　=100×26×(1-0.6)÷0.8

　　=1300m3/min

　　2、按工作麵溫度計算：

　　Q采=60×V采×S采=60min×2.0s/min×9.2 m 2=1104m3/min

　　3、按人數計算：

　　Q采=4×N=4×130=520m3/min

　　4、按風速驗算：

　　15×S采≤Q采≤240×S采

　　15×9.8≤Q采≤240×9.8

　　147≤Q采≤ 2352 m3/min

　　從以上計算可以看出，該工作麵回采期間需風量為1300m3/min。

　　(二)掘進期間風量計算

　　1上風巷及切眼需風量計算：

　　(1)掘進工作麵需要風量計算

　　① 按瓦斯湧出量計算

　　Q1=100q瓦掘×K掘通×(1-K抽放率)

　　=100×2.8×1.5×(1-0.4)

　　=252m3/min

　　② 按最多人數計算：

　　Q2=4N=4×30=120 m3/min

　　③ 按風速驗算：15×S≤Q≤240×S

　　163.5 m3/min≤Q≤2616 m3/min

　　根據以上計算，2631(3)上風巷及切眼局部通風設計迎頭需風量為252m3/min。

　　(2)局扇選型：

　　① Qf=Q×q=252×1.3=328m3 /min

　　② 局扇風壓的確定：

　　根據有關資料，當風筒直徑為800mm，節長為10m時，風筒的摩擦係數α=0.002Ns2/m4,⊿Rj=1.96Ns2/m8,ζb=1.3,ρ=1.2kg/m3;

　　R=αLU/S3 +n⊿Rj +ζbρ/(2s2)

　　=0.002×1080×3.14×0.8/0.5023+108×1.96+1.3*1.2/(2*0.5022 )

　　=257.67Ns2/m8

　　H=R*Q*Qf+hr

　　6500=257.67×Q12×1.3/3600+1.2×Q12 /(2×0.502×3600)

　　Q1=264m3 /min>252m3 /min

　　經以上計算可以看出，2631(3)上風巷及切眼在掘進期間可選用一台KDF型功率為2×30kw的局扇與φ=800mm的風筒向迎頭供風。

　　2 下風巷需風量計算

　　(1)掘進工作麵需要風量計算

　　① 按瓦斯湧出量計算

　　Q1=100q瓦掘×K掘通×(1-K抽放率)

　　=100×3×1.5×(1-0.4)

　　=270m3/min

　　② 按最多人數計算：

　　Q2=4N=4×30=120 m3/min

　　③ 按風速驗算：15×S≤Q≤240×S

　　164m3/min≤Q≤2623 m3/min

　　根據以上計算，2631(3)下風巷局部通風設計迎頭需風量為270m3/min。

　　(2)局扇選型：

　　① Qf=Q×q=270×1.3=351m3 /min

　　② 局扇風壓的確定：

　　根據有關資料，當風筒直徑為800mm，節長為10m時，風筒的摩擦係數α=0.002Ns2/m4,⊿Rj=1.96Ns2/m8,ζb=1.3,ρ=1.2kg/m3;

　　R=αLU/S3 +n⊿Rj +ζbρ/(2s2)

　　=0.002×1200×3.14×0.8/0.5023+120×1.96+1.3*1.2/(2*0.5022 )

　　=285.95Ns2/m8

　　H=R*Q*Qf+hr

　　6500=285.95×Q12×1.3/3600+1.2×Q12 /(2×0.502×3600)

　　Q1=251m3 /min

　　3240=285.95×Q22×1.3/3600+1.2×Q22 /(2×0.502×3600)

　　Q2=177m3 /min

　　Q1+ Q2=428 m3 /min >270m3 /min

　　經以上計算可以看出，2631(3)下風巷在掘進期間可選用一台KDF型功率為2×30kw的局扇與φ=800mm的風筒和一台2BKJ62-2型功率為28kw的局扇與φ=800mm的風筒共同向迎頭供風。

　　六、工作麵瓦斯綜合治理設計

　　根據該麵的瓦斯湧出資料03manbetx ，其瓦斯湧出主要來源於13-1本煤層，瓦斯含量為8~11m3/t，由於該麵將用綜采放頂煤開采，預計在回采期間其絕對瓦斯湧出量將達到23~27m3/min。為了有效的防治該麵在回采過程中瓦斯對安全生產的威脅，決定在該麵采用施工頂板高位瓦斯抽放巷、順層鑽孔抽放等瓦斯綜合治理措施。

　　㈠、抽放方法的實施

　　1、高抽巷瓦斯抽放

　　⑴ 高抽巷層位的選擇

　　我礦實際探測冒落帶、裂隙帶發育最大高度與采高的關係式：

　　H冒max=(3~5)M=(3~5)×5=15~25m

　　根據2631(3)工作麵頂板岩性及冒落帶發育高度以及有關頂板鑽孔抽放資料，結合13-1煤層走向變化情況，決定高抽巷布置在距13-2煤層頂板向上平均為28m的層位中。

　　⑵ 高抽巷的施工

　　在2622(3)下順槽提料斜巷上口開窩，按225°30′方位，0°傾角向南施工17m的平巷;再在距“二52′”測點12m處改向按115°方位、19°傾角施工40m斜巷;然後改向按135°45′方位、3‰下坡向東施工903m平巷，再按15°下坡施工36m斜巷停頭。這樣高抽巷與2631(3)上風巷平距為20m，與13-2煤層頂板法距平均28m，停頭位置與切眼法距10m。高抽巷外口斜巷段的支護方式為5#U型棚;平巷段的支護方式為錨網支護，錨網斷麵規格為2.6m×2.6m;裏口斜巷段的支護方式為錨網支護，斷麵規格為2.6m×2.6m。這樣高抽巷與2631(3)上風巷的垂直距離平均為28m，水平距離平均為20m，布置在冒落帶的上部、裂隙帶的下部。

　　2、順層鑽孔瓦斯抽放：

　　⑴ 順層鑽孔的施工

　　從切眼開始80m為第一預抽區(工作麵預抽區)，在工作麵開切眼沿走向方向施工順層長鑽孔，鑽孔間距3m，孔深80m，上、下兩側由於受風巷和機巷的卸壓作用，在距上、下風巷15m的範圍內可以不布置鑽孔，因此共設計鑽孔55個;在2631(3)上、下風巷距工作麵開切眼80~300m(走向長220m)為第二預抽區(密鑽孔預抽區)，分別從上、下風巷沿工作麵傾向方向，各施工55個抽放鑽孔，鑽孔間距4m，其中上風巷孔深100m，下風巷孔深100m;在2631(3)上、下風巷距工作麵開切眼300~600m(走向長300m)為第三預抽區，分別從上、下風巷沿工作麵傾向方向，各施工60個抽放鑽孔，鑽孔間距5m，其中上風巷孔深100m，下風巷孔深100m;在2631(3)上、下風巷距工作麵開切眼600m~停采線(走向長220m)為第四預抽區，分別從上、下風巷沿工作麵傾向方向，各施工37個抽放鑽孔，鑽孔間距6m，其中上風巷孔深100m，下風巷孔深100m。

　　⑵ 順層鑽孔的封孔

　　在2631(3)工作麵第一預抽區的順層瓦斯抽放鑽孔中，采用聚氨酯進行封孔。封孔時每孔下2吋的抗靜電硬質塑料管8m作為孔內套管，封孔深度為4m;在2631(3)工作麵上下風巷第二、三、四預抽區的順層瓦斯抽放鑽孔中，采用KFB注漿泵配合水泥砂漿進行封孔。封孔時每孔下2吋的抗靜電硬質塑料管8m作為孔內套管，封孔深度為6m。

　　㈡ 抽放係統的建立：

　　根據我礦現有的瓦斯抽放係統狀況，決定2631(3)工作麵瓦斯抽放係統采用地麵抽放與井下抽放係統互為切換的形式。具體為利用兩台2BE1-303型移動瓦斯抽放泵抽放，並與地麵永久抽放係統中央風井係統兩台2BEF72型瓦斯抽放泵互為切換進行抽放。

　　1、抽放管路的選型

　　預計該麵在回采期間其絕對瓦斯湧出量將達到23~27m3/min，瓦斯抽放率按60%計算，則該麵的瓦斯抽放量為14~16m3/min。抽放瓦斯濃度按30%計算，則抽放係統混合氣體流量為46.7~53.3m3/min，取混合氣體流量為53m3/min ，則管路直徑D為：

　　D = 0.1457 (Q/U)1/2

　　= 0.1457 (53/15)1/2

　　=0.27m

　　式中：D——抽放管路內徑，mm

　　Q——混合氣體流量，m3/min

　　U——氣體流速，取15m/s

　　根據以上計算，考慮到增加高抽巷的瓦斯抽放量及有利於瓦斯抽放係統的切換，2631(3)高抽巷抽放選用一路直徑300mm的抽放管路，2631(3)上、下風巷順層鑽孔抽放各選用一路直徑200mm的抽放管路。

　　2、抽放管路的鋪設

　　在2631(3)上、下風巷各安設一路直徑200mm 的瓦斯管，管路每隔20m撥一個4英寸的三通;在2631(3)高抽巷安設一路直徑300mm的焊接管，管路接至高抽巷平巷段向裏10m，並且抽放口周圍5m必須架設木垛，管路抽放孔要吊在高抽巷的巷道頂板處，管路接好後，在高抽巷外口砌築封閉牆，封閉牆牆垛用瓦石砌築，牆垛厚度不得小於800mm，牆四周要掏槽，並要使幫、頂接實，牆麵要抹平不漏風。2631(3)上、下風巷直徑200mm的抽放管路在2622(3)下順槽聯巷與西三13槽西煤下山交岔處與直徑300mm的抽放幹管合茬，直徑300mm的抽放幹管經西三西煤下山接至西三大巷抽放泵站與兩台2BE1—303型瓦斯泵合茬，出氣端兩路直徑250mm管路接至西三風橋下口，建立2631(3)工作麵高抽巷及順層鑽孔瓦斯抽放係統，泵站進氣端管路連接方式采用與永久係統互為切換的方式。所有瓦斯抽放管路在安設時必須吊掛平直，接頭嚴密不漏氣，高度起伏變化處必須設置放水三通。

　　七、工作麵防突設計

　　根據順層鑽孔抽放情況，當鑽孔控製區域煤層瓦斯預抽率達到30%以上後，並經論證為無突出危險區域時，方可認為達到了區域性消除煤層突出危險的目的。但該區域在回采時應對采麵連續進行不少於兩個循環的檢驗性工作麵突出預測。

　　1、突出危險性預測

　　該工作麵突出危險性預測方法采用鑽孔鑽屑指標法和瓦斯湧出初速度法。

　　具體方法為：沿采煤工作麵每隔10~15 m布置一個預測鑽孔(工作麵上、下出口段15m除外)，預測孔平行於工作麵推進方向，直徑為42 mm，孔深為10 m，預測孔每打1 m由防突員測定一次每米鑽屑量，每打2m由防突員測定一次鑽孔瓦斯湧出初速度。

　　工作麵預測循環為：工作麵開工即開始進行預測，預測超前距為2m，推進8m後再進行一次預測，以後每推進50m再連續進行不少於兩個循環的檢驗性工作麵突出預測。如出現構造或瓦斯湧出異常，應加強預測。

　　突出臨界值指標按照《細則》表12、13為：Smax=6 kg/m, qmax=4L/min,當工作麵預測指標S≥Smax或q≥qmax時，確定本工作麵有突出危險性，必須采取防治突出措施，否則工作麵預測為無突出危險工作麵。

　　2、工作麵防突措施

　　當工作麵預測為突出危險工作麵時，必須采取防突措施，具體為施工本煤層走向卸壓鑽孔，即沿工作麵走向方向、每隔2m施工Ф75mm、孔深12m的卸壓排放鑽孔，經排放後再進行效果檢驗。

　　3、工作麵防突措施效果檢驗

　　該工作麵采取防突措施後必須進行效果檢驗，檢驗超前距為2 m，經檢驗有效後方可進行回采，其效果檢驗方法同預測方法。

　　工作麵經檢驗有效後可進尺8m，若有突出危險時，嚴禁回采，必須重新采取防突措施，直至檢驗有效為止。

　　4、工作麵回采期間安全防護措施

　　⑴ 必須在本麵建立獨立可靠的通風係統，並確保係統穩定可靠。

　　⑵ 按該麵通風係統要求分別安設並維護好正反向風門，確保發生突出時逆流瓦斯不至於進入新鮮風流中去，風門的施工質量必須符合質量標準化要求。

　　⑶ 工作麵回采期間必須保證該麵進回風係統的通風斷麵，確保該麵通風係統暢通無阻，否則必須停止回采，組織人員進行修護。

　　⑷ 工作麵正常回采期間，必須在上、下順槽距工作麵每隔100m左右地點施工一個避難硐室，硐室的位置應隨工作麵的推進向後挪移，硐室設置必須符合下列要求。

　　⑸ 該麵回采時必須每小班安設一名責任心強、經驗豐富且具有防突專業知識的專職測氣員，隨時檢查該麵瓦斯，發現異常及有突出預兆時，及時斷電、撤人，並向調度所彙報。

　　⑹ 工作麵投產前，必須在下述地點分別安設一台瓦斯自動報警斷電儀：

　　T1：上風巷距工作麵≤10m.

　　T2：上風巷距第一彙風點前10~15m.

　　T3：下順槽距工作麵5m.

　　斷電濃度：T1 、T2均≥0.8%，T3≥0.5%

　　斷電範圍：T1斷工作麵及其進、回風巷內全部非本安型電氣設備電源;T2斷工作麵及其回風巷內全部非本安型電氣設備電源;T3斷進風巷內全部非本安型電氣設備電源。

　　複電濃度：T1、T2均<0.8%，T3<0.5%，且隻準人工複電。

　　⑺ 生產單位每小班必須安排專職電工檢查、檢修該麵的電氣設備，嚴禁失爆、失保，機電管理科必須經常組織人員對該麵電氣設備及其回風影響區域內的電氣設備進行監督、檢查。

　　⑻ 工作麵回采前必須建立健全綜合防塵係統，上、下風巷按要求安裝好隔爆設施，生產單位及通風區做好各自分管範圍內的綜合防塵工作，杜絕煤塵積聚。

　　⑼ 若工作麵遇特殊情況需放炮時，必須采用遠距離放炮作業，放炮地點設在進風側150m外的避難硐室內，回風係統必須停電撤人，放炮30 min後方可進入工作麵驗炮檢查，詳細要求另編放炮措施。

　　⑽ 本麵嚴禁使用風鎬等對煤體有激勵作用的工具。

　　⑾ 進入本麵的所有人員必須熟悉避災撤退路線，隨身配帶隔離式自救器，並能熟練使用。

　　八、安全技術措施

　　1.火災預防

　　⑴ 上、下風巷的清水管必須接到工作麵，並確保供水，每50米撥一個三通。

　　⑵ 通風部門要加強自然發火預測預報工作，定期檢查上隅角的CO、CO2及溫度，發現問題及時采取有效措施進行處理，通風區要做好該麵的隨采隨灌工作。

　　⑶ 對上、下風巷各高冒地點采取有效措施進行處理，防止自燃發火。通風區要經常檢查上、下風巷高冒處的CO、CO2及溫度，發現問題及時采取有效措施處理，防止自燃發火。

　　⑷ 提高煤炭回收率，減少老塘遺煤量，降低煤炭自燃隱患。

　　⑸ 通風部門要加強該采區通風係統的維護，確保通風係統穩定。

　　⑹ 加強工作麵上、下隅角的充填，減少老塘漏風。嚴格放炮作業管理，放炮作業必須執行“一炮三檢”和“三人聯鎖”製度，堅持用水炮泥，嚴禁放明炮糊炮。

　　⑺ 加強皮帶機的管理，必須使用阻燃輸送帶，並經常清理皮帶機下的浮煤，皮帶機各托輥必須轉動靈活，巷道環境必須清理幹淨。

　　⑻ 皮帶機頭、泵站、移動變電站等要害部位滅火設施要齊全，所有下井人員要熟悉滅火器材的使用方法和存放地點。

　　⑼ 各液壓聯軸節的易熔保護塞必須符合規定，嚴禁用其它物品代替易熔塞，油介質聯軸節不得用水代替透平油。

　　⑽ 對容易引起外因火災的電源及各種開關電纜，整定值要符合規定，確保準確無誤，嚴禁電氣設備失保、失爆。

　　2.水災預防

　　⑴ 采掘工作麵必須警惕水患的發生，做到有疑必探，先探後掘。

　　⑵ 注意觀察工作麵頂板砂岩水對采掘工作麵的影響。當采掘工作麵頂板和煤壁出現淋水，且有增大趨勢時，應及時通知調度和有關單位，並編製專門的探放水措施，報礦總總工程師批準後執行。

　　⑶ 采掘工作麵遇到斷層應摸清斷層的導水性、富水性及其水力聯係，發現疑問及時編製防突水措施，報總工程師批準。所有人員應熟知災害預兆及避災路線，保持各安全出口暢通。

　　3 瓦斯、煤塵預防

　　⑴ 加強瓦斯監測與檢測，采掘工作麵按《01manbetx 》規定安設瓦斯監測裝置和瓦斯超限自動斷電裝置。局扇實行“三專兩閉鎖”，嚴格執行瓦斯巡回檢查製度。

　　⑵ 防止發生局部瓦斯積聚，發生積聚，必須編製瓦斯排放安全技術措施，報總工程師批準執行。

　　⑶ 加強通風管理，確保係統完善，風流穩定。

　　⑷ 必須采取綜合防塵措施，建立完善的防塵灑水係統，各產生粉塵地點，必須采取噴露灑水、設置淨化噴露等有效的防塵措施。各巷道必須定期灑水滅塵。

　　⑸ 工作麵風速必須嚴格控製，防止煤塵飛揚。

　　⑹ 嚴防撞擊、摩擦、靜電火花的產生。

　　⑺ 主要進回風巷道、工作麵上下風巷都應設置水棚或岩粉棚。其數量按《01manbetx 》及其執行說明有關規定設置。

　　4 煤與瓦斯突出預防

　　⑴ 井下所有工作人員都必須熟知煤與瓦斯突出及其防治的基本知識，當發現有突出預兆時瓦斯檢查人員有權停止作業，協助班隊長立即組織人員按避災路線撤出，並及時報告礦調度所。

　　⑵ 煤層巷道掘進，采取先抽放瓦斯後掘進或采取其它有效防止煤與瓦斯突出措施，並經效果檢驗確認無突出危險後，方可掘進。

　　⑶ 在煤層中掘進或回采前，應根據煤層的突出危險性和具體條件，按《01manbetx 》有關規定編製防止突出的安全技術措施報礦總工程師批準後執行。

　　當采掘工作麵靠近或處於斷層、破碎帶或煤層變薄區等特殊地質地段，必須認真檢查預防突出措施的實際效果。如未能達到預期效果，應及時采取補救措施。

　　5 其它

　　⑴ 各采掘工作麵在掘進和回采前，應在作業01manbetx 內明確規定水、火、瓦斯、煤塵、煤與瓦斯突出等預兆、防治方法以及避災路線。

　　⑵ 各采掘工作麵應保持其安全出口暢通無阻，防止巷道冒頂堵人。各采掘工作麵作業規程內應明確規定防止巷道大麵積冒落堵人的安全措施。

　　九、機械設備選型設計

　　1. 工作麵刮板機選型、驗算

　　⑴ 工作麵參數：

　　運輸長度 L= 194 (m)，運輸角度 a= -9(°)，運輸量 Qq= 800(t/h)。

　　⑵ 刮板機型號：

　　SGZ-764/630，輸送量 Q= 1100t/h，鏈速 V= 1.17m/s，功率 N= 2*315kw。設計長度 200m。

　　刮板鏈：中雙鏈 Ф30×108，鏈條總破斷力 Sp= 2260KN。

　　⑶ 輸送能力驗算：

　　Q=3600FΨγv=3600*0.36*0.57*0.9*1.1=962t/h

　　式中：Q――――――刮板機輸送能力，t/h

　　F――――――中部槽斷麵積，m2

　　Ψ――――――中部槽裝滿係數

　　γ――――――煤的鬆散密度

　　v―――――――刮板機鏈速

　　故選用SGZ-764/630型刮板輸送機能滿足運煤要求。

　　2. 順槽轉載機選型、驗算

　　⑴ 參數：

　　運輸長度 L= 40(m)，運輸角度 a= 0(°)，運輸量 Qq= 800(t/h)。

　　⑵ 選用轉載機參數：

　　型號：SZZ-800/200 ，輸送量 Q= 1800t/h，設計長度 45m 鏈速 V= 1.83m/s，

　　功率 N= 200kw。刮板鏈：中雙鏈Ф34×126，鏈條總破斷力 Sp= 145000kg。

　　⑶ 驗算結果：

　　根據選用轉載機的性能參數得知，選用SZZ— 800/200型轉載機能滿足使用要求。

　　3. 破碎機選型、驗算

　　⑴ 選用破碎機參數：

　　型號：PCM200 ，破碎能力Q= 2000t/h，最大輸入塊度800*800mm，出料粒度300(250，200，150)，電機功率 N= 200kw。

　　⑵ 驗算結果：

　　根據選用破碎機的性能參數得知，選用PCM200型轉載機能滿足使用要求。

　　4. 順槽皮帶機選型、驗算

　　長度850米，選用SSJ-1200/2*200型伸縮帶式輸送機一部

　　⑴ 皮帶機參數：

　　輸送量：1200t/h

　　帶速： 3.15m/s

　　帶寬： 1200mm

　　電機功率：2*200kw

　　輸送長度：2000m

　　⑵輸送能力驗算：

　　Q=3600KCB2γv=3600*0.12*0.9*1.22*0.9*3.15=1587t/h

　　式中：Q―――――輸送能力，t/h

　　K―――――斷麵係數

　　C―――――傾角係數

　　B----------輸送帶寬

　　γ――――――煤的鬆散密度

　　v―――――――輸送帶運行速度

　　故選用SSJ-1200/2*200型伸縮帶式輸送機能滿足使用要求。

　　5. 運輸斜巷刮板機選型

　　⑴ 工作麵參數：

　　運量Q=900t/h

　　運輸長度L=80m

　　運輸角度α=-16°

　　⑵ 選用刮板機參數：

　　型號：SGZ-730/400-WK V=0.95m/s

　　輸送量Q=900t/h

　　鏈速V=.95m/s

　　功率N=400KW

　　刮板鏈：中雙鏈26*92

　　刮板鏈單重q0=40kg/m

　　鏈條總破斷力Sp=170000Kg

　　⑶ 計算結果：

　　S1=300kg

　　S2=2258kg

　　S3=2416.06kg

　　S4=10971kg

　　計算功率N=K*K1*K2*[q*(wcosA+sinA)+2q0w1cosA]*L*V/(1000*n)=164Kw

　　空載功率N=33Kw

　　式中：

　　K----功率備用係數，K=1.2

　　K1----刮板機鏈繞過鏈輪時的附加阻力係數，K1=1.1

　　K2----輸送機水平彎曲時的附加阻力係數，K2=1.1

　　w----貨載在溜槽中運行阻力係數，w=0.7

　　w1----刮板鏈在溜槽中運行阻力係數，w1=0.35

　　n----傳動效率，n=0.864

　　6. 工作麵采煤機選型

　　工作麵參數：13槽綜放采煤，采高2.6米，緩傾斜煤層。

　　因此，選用MG300/700-WD型采煤機一台，主要技術參數如下：

　　采高範圍 2.0-4.0m

　　煤層硬度 硬或中硬

　　適應傾角 ≤16°

　　截深 630mm

　　截割功率 2*300Kw

　　供電電壓 1140v

　　滾筒直徑 1800mm

　　臥底量 316mm

　　牽引與調速方式 交流變頻調速齒輪銷軌式無鏈牽引

　　配套輸送機寬度 764mm

　　噴霧方式 內外噴霧

　　整機重量 45t

　　從以上技術參數可知，選用MG-300/700-WD型電牽引雙滾筒采煤機能滿足使用要求。

　　7. 工作麵支架選型

　　工作麵參數：13槽綜放采煤，采高2.6米，緩傾斜煤層。

　　支護強度核算：

　　Q=MKR=2.6*8*2.5*9.8*10-3=0.51(MPa)

　　式中：Q-------------預計支護強度

　　K-------------增載係數，取8

　　M-------------采高為2.6米

　　R--------------頂板岩石容重，取2.5t/m3

　　根據計算，選用ZF5200-17/28型液壓支架，其中支護強度為0.67MPa>0.51MPa，滿足強度要求。

　　ZF5200-17/28H型液壓支架主要技術參數如下：

　　支撐高度： 1.7~2.8m

　　工作阻力： 5200KN

　　初撐力： 4000KN

　　支護強度： 0.67MPa

　　支架重量： 16.8t

　　因此，根據工作麵長度和采高的需要，選用ZF5200-17/28H型液壓支架130架。

　　8. 泵站設備選型

　　選用RB400/31.5型乳化液泵站二台，主要技術參數如下：

　　公稱壓力： 31.5MP

　　流量： 400L/min

　　電機功率： 250KW

　　由工作麵三機配套設備選型可知，采煤機、液壓支架、鏈板機三者配套，所選設備設計生產能力大於實際生產能力，符合要求。

　　十、供電設計

　　㈠ 變壓器的選擇

　　1. 660V係統

　　ΣP=18.5+17+18.5+4×11.4+20=119.6KW

　　取Kx=0.6 COSφ=0.7

　　Sb=Σpe×Kx/COSφ=119.6×0.6/0.7=102.5<500KVA

　　故可選用變比為6/0.69,KBSGZY630-6/0.69移動變電站一台。

　　2、1140V係統

　　ΣP=2×200+2×200+2×2×315+2×250+2×200=2960KW

　　取Kx=0.7 COSφ=0.7

　　Sb=Σpe*Kx/COSφ=2960×0.7/0.7=2960<1250×3KVA

　　故可選用變比為6/1.14,KBSGZY1250-6/1.14移動變電站3台。

　　3、3300V係統

　　ΣP=700KW

　　取Kx=1 COSφ=0.7

　　Sb=Σpe*Kx/COSφ=700×1/0.7=1000<1600KVA

　　故可選用變比為6/3.4,KBSGZY1600-6/3.4移動變電站一台。

　　㈡ 電纜的選擇

　　3、3300V係統

　　煤機電纜的選擇

　　ΣP=700KW

　　I=Ig=700×0.22=154

　　故煤機電纜可選用UCPQ-G-3300-3*70+1*50-4*6電纜295m。

　　㈢ 開關的選擇

　　1、上風巷控絞車的開關選用QC83-80N型開關，

　　2、1140V磁力起動器開關選用QJZ-300(400)、QJZ—2*400真空開關

　　3、1140V饋電選用DKZB-400型、KBZ-500型。

　　4、660V係統饋電選用DW80-350(200)係列

　　5、660V磁力起動器開關選用QJZ-80(120)真空開關

　　6、3300V饋電選用KE3002型

　　㈣ 短路保護裝置的整定計算(附表)