22104開采設計說明書(一)

府谷縣寶山煤業(yè)有限公司

22104綜采工作面開采設計說明書

府谷縣寶山煤業(yè)有限公司

2020年7月

1

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22104綜采工作面開采設計說明書

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編制時間:2020年7月

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22104綜采工作面開采設計說明書

編審委員會

2

22104綜采工作面設計說明書

一、概況

（-）工作面范圍及四鄰采掘情況

井下22104綜采工作面位于礦井一盤區(qū)西翼，東部為一盤區(qū)三

條大巷，西部為大石公路保護煤柱，南部為22102工作面（尚未推

采），北部為22106工作面（尚未推采）。

（二）煤層情況

本工作面煤層為k煤層，煤層為黑色，條痕為褐黑色；瀝青或

玻璃光澤，階梯狀、參差狀端口，硬度中等，性較脆，內生裂隙發(fā)

育或較發(fā)育、外生裂隙較發(fā)育或不發(fā)育，裂隙常被方解石和黃鐵礦

薄膜充填。條帶狀結構，層狀構造。各煤層煤巖組分以亮煤為主，

暗煤次之，鏡煤及絲炭少量。工作面煤厚平均2.25m,宏觀煤巖類型

以半暗型、半亮型煤為主，夾部分亮煤及暗煤。工作面煤層自切眼

至回撤通道為寬緩坡狀構造，總體為回撤通道高、切眼低，底板標

高為1224.1m?1238.6m,最大相對高差為15m。

（三）煤層頂?shù)装迩闆r

煤層頂板以粉砂巖、砂質泥巖為主；底板以砂質泥巖為主。

（四）地質構造

本工作面地表為第四系松散沉積物覆蓋。工作面煤層以上的地

層有：侏羅系中下統(tǒng)延安組第四至五段，新近系靜樂組，第四系中

更新統(tǒng)離石組，全新統(tǒng)，上覆基巖厚度為130.3m?141.4m,基巖厚

度為切眼到回撤通道逐漸遞增。通過臨近22106兩掘進工作面實際

掘進揭露情況分析，該工作面范圍內不受斷層、巖漿巖、古河流沖

刷帶、陷落柱及其它地質構造影響，該區(qū)域地質構造簡單。

（五）水文地質情況

本面水文地質條件較簡單，主要充水水源有1個，基巖裂隙水。

基巖裂隙水為工作面直接充水水源，主要為上覆延安組各類砂巖層,

富水性弱?極弱。類比22110、22108工作面回采時涌水量資料，預

計工作面正常涌水量0.預計最大涌水量0.2mVho

（六）其他

3

根據(jù)西安科技大學2020年9月12日下發(fā)的《礦井瓦斯等級鑒定結果明細表》，

寶山煤礦CH4絕對涌出量為0.90m3/min,相對涌出量0.28m3/t；回采工作面最

瓦斯

大瓦斯涌出量為0.18m3/min,掘進工作面最大瓦斯涌出量為0.06m3/min；1即

礦井為低瓦斯礦井。

煤塵有爆炸性危險。

煤的自燃煤層有自然發(fā)火傾向，屬I類容易自燃煤層。

地溫地溫正常，無地熱危害。

二、工作面巷道布置及支護形式

（一）巷道布置

根據(jù)府谷縣寶山煤業(yè)有限公司礦井設計方案及開采程序，該工

作面為221盤區(qū)西翼第五個綜采工作面，該工作面上下層未回采。

計劃于2020年7月底開工。

（二）巷道斷面：

根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，巷道凈斷面必須滿足行人、運輸、

通風和安全設施及設備安裝、檢修、撤出、施工的要求，同時根據(jù)

生產(chǎn)實際需要，巷道斷面選用如下規(guī)格：

1.22104輔運順槽開門口坐標為X：37466324.3145,Y：

4345393.555。以方位角270°施工，沿2以煤層頂?shù)装寰蜻M1449m。

B凈=4.5mH凈=2.2mS凈=9.9m2

B荒=4.5mH荒=2.3mS荒=10.35m2

2.22104運輸順槽開門口坐標為X:37466280.3087,Y：

4345412.6418,以270°方位角開口施工，沿"煤層底板掘進

1428m。

B凈=5.0mH凈=2.2mS凈=1In?

B荒=5.0mH荒=2.3mS荒=11.5m2

3.22104工作面切眼開門口坐標為X:37464837.4236Y：

4345610.1475c以方位角175°施工，沿"煤層底板掘進194.8m。

B荒=6.5mH荒=2.3mS荒=14.95m"

B凈=6.5mH凈=2.2mS凈=14.3m2

4

4.22104工作面運輸順槽每隔200米開設聯(lián)巷，以方位0°沿

煤層底板掘進20m與22104輔運順槽貫通。

B凈=4.5mH凈=2.2mS凈=9.9m2

B荒=4.5mH荒=2.3mS荒=10.35m2

5.22104運輸順槽、輔運順槽倒車胴室均按照每60m施工一個的

原則，斷面按照運輸順槽斷面施工，深度5米。

(三)支護方式：

臨時支護：采用吊環(huán)式前探梁作臨時支護，切割后在永久支護

的掩護下用長柄工具先摘除迎頭危巖懸研，將前探梁移至迎頭，并

在前探梁上鋪網(wǎng)，然后用木料背實頂板，吊環(huán)采用中108mm無縫鋼管

加工而成，前探梁采用①89mm無縫鋼管制作，長度不小于7.0m,前

探梁距迎頭端面不大于400mm,每根前探梁使用3個吊環(huán)，每個吊環(huán)

使用雙螺母固定，共使用三根前探梁；前探梁橫木采用四塊優(yōu)質松

木加工而成，規(guī)格：長義寬X厚=2500X160義70mm。移前探梁時，

每根前探梁至少2人操作，需在掘進機上操作時，掘進機必須停機

停電閉鎖。

222014運輸順槽支護

①錨桿長度計算：L=KH+LI+L2

式中：L—錨桿長度，m；

H-冒落拱高度，m；

K—安全系數(shù)，一般取K=2；

L1一錨桿錨固長度，一般按經(jīng)驗取0.6m；

L2—錨桿在巷道中的外露長度，一般取0.15m；

其中：H=/=54-(2X5)=0.5m

式中：B一巷道開掘寬度，取5m；

f一頂板巖石普氏系數(shù)，取f=5；

則L=2X0.5+0.6+0.15=1.75m,取錨桿長度L=l.8m。

②校核頂錨桿間排距：

對錨桿支護巷道，考慮施工工藝通常取株排拒相等，錨桿間排

拒D按下式計算：

5

D=JMy

式中：D—錨桿間排距，m；

Q—錨桿設計錨固力，80KN/根；

H—冒落拱高度，取0.5m；

r—被懸吊砂巖的重力密度，取24.5KN/I!?；

K—安全系數(shù)，一般取K=2；

I80

D=V2x0.5x24.5

根據(jù)經(jīng)驗，錨桿間距取1.0m,排距取1.0m。

③錨桿直徑的確定

錨桿直徑d可按下式計算:

d=——x1.8m=0.016m

110

錨桿直徑取d=0.018m

④、錨索支護參數(shù)設計

為防止巷道頂板巖層發(fā)生大面積的整體跨落，用

4)15.24mmX7000mm鋼絞線將錨桿加固的“組合梁”整體懸吊于堅

硬巖層中，校核錨索排距，冒落方式按最嚴重的冒落高度大于錨桿

長度的整體冒落考慮，此時靠巷道兩幫的角錨桿和錨索一起發(fā)揮懸

吊作用，在忽略巖體粘結力和內摩擦力的條件下，取垂直方向力的

平衡，則錨索間排距計算公式如下：

LWnF2/[BHy-(2Flsin9)/LI]

L^2X260/[5X1.8X24.5-(2X80Xsin75°)/I]

^520/[220.5-(160X0.966)/I]

W520/65.94

6

W7.89m

式中：L—錨索間排距，m；

B一巷道最大冒落寬度，5m；

H一巷道冒落高度，取最大1.8m；

Y—巖體容重，24.5KN/n)3(包括頂煤和直接頂)；

L1一錨桿排距，1.0m；

Fl—錨桿錨固力，80KN；

F2—錨索設計破斷力，260KN；

。一角錨桿與巷道頂板夾角，75°；

n一錨索每排根數(shù)，取2；

通過計算，錨索間排距L應小于7.89m,設計錨索間排距為

2000mmX3000mm,因此所選錨索參數(shù)滿足設計要求。

22104輔運順槽支護

按懸吊理論計算錨桿參數(shù)：

①錨桿長度計算：L=KH+LI+L2

式中：L—錨桿長度，m；

H-冒落拱高度，m；

K—安全系數(shù)，一般取K=2；

L1一錨桿錨固長度，一般按經(jīng)驗取0.6m；

L2—錨桿在巷道中的外露長度，一般取0.15m；

其中：H=5=4.54-(2X5)=0.45m

式中：B一巷道開掘寬度，取4.5m；

f一頂板巖石普氏系數(shù)，取f=5；

則L=2X0.45+0.6+0.15=1.65m,取錨桿長度L=l.8m。

②校核頂錨桿間排距：

對錨桿支護巷道，考慮施工工藝通常取間排距相等，錨桿間排

拒D按下式計算:

7

D=JMy

式中：D—錨桿間排距，m；

Q—錨桿設計錨固力，80KN/根；

H—冒落拱高度，取0.45m；

r—被懸吊砂巖的重力密度，取24.5KN/I!?；

K—安全系數(shù)，一般取K=2；

I80

D=V2x0.45x24.5^L89(m)

根據(jù)經(jīng)驗，錨桿間距取L0m,排距取1.0m。

③錨桿直徑的確定

錨桿直徑d可按下式計算：

d=-^―x1.8m=0.016m

110

根據(jù)經(jīng)驗，錨桿直徑取d=0.018m

④錨索支護參數(shù)設計

為防止巷道頂板巖層發(fā)生大面積的整體跨落，用

4)15.24mmX7000mm鋼絞線將錨桿加固的“組合梁”整體懸吊于堅

硬巖層中，校核錨索排距，冒落方式按最嚴重的冒落高度大于錨桿

長度的整體冒落考慮。此時靠巷道兩幫的角錨桿和錨索一起發(fā)揮懸

吊作用，在忽略巖體粘結力和內摩擦力的條件下，取垂直方向力的

平衡，則錨索間排距計算公式如下：

LWnF2/[BHy-(2Flsin0)/L1]

L^lX260/[4.5X1.8X24.5-(2X80Xsin75°)/I]

8

^260/[198.45-（160X0.966）/I]

W260/43.89

W5.92m

式中：L—錨索排距，m；

B一巷道最大冒落寬度，4.5m；

H一巷道冒落高度，取最大1.8m；

Y—巖體容重，24.5KN/n）3（包括頂煤和直接頂）；

L1—錨桿排距，1.0m；

Fl—錨桿錨固力，80KN；

F2—錨索設計破斷力，260KN；

。一角錨桿與巷道頂板夾角，75°；

n—錨索排數(shù)，1排；

通過計算，錨索排距L應小于5.92m,設計錨索排距為3.0m,

因此所選錨索參數(shù)滿足設計要求。

3、永久支護及支護規(guī)格：

⑴錨桿采用麻花式錨桿，錨桿規(guī)格。18X1800mm,托盤采用120

X120X6mm碟形鋼板托盤，錨桿間排距為900X1000mm,每排6根，

錨固劑采用CK3550錨固劑，每根錨桿用2支。

⑵錨索采用615.24mm鋼絞線，長度7000mm,托盤采用300X300

X12mm碟形鋼板托盤，間排距2400X3000mm,錨索采用

布置，錨固劑采用CK3550錨固劑，每根錨索用3支。

⑶頂鋼筋網(wǎng)采用4#鋼筋加工，網(wǎng)片規(guī)格4800X1200mm,壓茬

100mm,網(wǎng)格lOOXIOOmm,網(wǎng)片每隔300mm用14#雙股鐵絲綁緊。

（四）為運輸方便及工作面安裝方便，22104工作面切眼底板硬

化200nlm,混凝土強度C30。

（五）特殊支護

在施工過程中，若遇斷層、滑紋或破碎帶，造成頂板破碎壓力

大，有淋水等現(xiàn)象時，必須根據(jù)現(xiàn)場情況，及時加強支護，縮小錨

9

桿排距至800mm,或縮小錨索排距至2000mm,確保錨索錨入硬巖深

度不小于1000mm,并及時補充措施。

（六）22104工作面切眼支護方案設計

22104工作面切眼設計切眼寬度為6.5m,高度2.4m。由于大跨

度巷道的穩(wěn)定性較差，頂板容易撓曲下沉。

結合上述因素，提出22104工作面切眼的錨網(wǎng)支護方案。

設計工作面切眼分2次掘進：第一次掘進寬度為4.5m,第二次

掘進寬度為2m。

1、錨桿支護系統(tǒng)

錨桿類型：麻花式錨桿

錨桿規(guī)格：020X2000mm

樹脂錨固劑：CK3550X2

錨桿托盤：選用120X120義6mm碟形鋼板托盤

表面支護：頂鋼筋網(wǎng)采用4#鋼筋加工，網(wǎng)片由4200XI200mm,

2000義1200mm兩種規(guī)格搭配使用，壓茬100mm,網(wǎng)格lOOXIOOmm。

2、輔助支護

錨索類型：采用615.24mm鋼絞線，長度7000mm/根

托盤：托盤采用300X300義12mm碟形鋼板托盤

樹脂錨固劑：采用CK3550錨固劑，每根錨索用3支。

錨桿、錨索布置方式。

綜采工作面支護

1、22104工作面采用全部垮落法管理頂板，選用ZY6800/15/27型掩護式

電液控支架支護頂板，放頂步距0.8m,最大控頂距5.37m,最小控頂距4.57m。

2、電液控支架支護強度核定

（1）所選的支架必須符合以下原則和要求：

①支架的初撐力和工作阻力必須適應直接頂和老頂巖層移動時產(chǎn)生的壓

10

力。

②支架的結構和支護特性必須能適應和保護暴露頂板的完整性。

③支架底座必須能適應底板巖石的抗壓強度。

④支架支撐高度必須與煤層開采高度相適應。

⑤支架的安全性能必須可靠。

(2)、礦壓參數(shù)

礦壓參數(shù)比照表

表3-1

序號項目單位22106工作面22104工作面

直接頂厚度m3.63.6

頂?shù)?/p>

1老頂厚度m6.16.1

條件

直接底厚度m2.42.4

來壓步距m4949

初次最大平均頂?shù)装逡平?/p>

2m0.20.2

來壓量

來壓顯現(xiàn)程度明顯明顯

周期來壓步距m2020

3

來壓來壓顯現(xiàn)程度不明顯不明顯

4巷道超前影響范圍m5?205?20

(3)工作面電液控支架的配備與參數(shù)

22104綜采工作面共有134臺平煤掩護式電液控支架，機頭端頭支架3臺,

機尾端頭支架3臺，中間架128臺。

(4)支架工作阻力驗算

F=NXHXSXZXQXg

=8X2.25X8.1X2.5X1.3X9.8=4643.7(kN)<6800(kN)

式中：

F一要求的支架工作阻力，kN；

N—采高的倍數(shù)，一般取6-8；

H一工作面米高，2.25m；

S一支架的支護面積,m2,取5.37*1.5心8.1；

11

Z—煤層頂板巖石容重，取2.5t/m3；

Q一動載系數(shù)，一般取L3

g一重力加速度，9.8m/s2；

5、支架支護強度計算：

Pt=9.81XhXyXk=9.81X2.25X2.5X8

=441.45(kN/m2)

式中：

Pt—工作面合理的支護強度，kN/m2；

h―工作面設計采高，2.25m；

Y一頂板巖石容重，取2.5t/n?

k——工作面支架應該支護的上覆巖層厚度與采高之比，取6-8o

因為工作面支護強度為441.45KN/m2,已知lKN/m2=O.OOIMpa。即0.44MPa,

本面所選用ZY6800/15/27型支架，所選用支架出廠參數(shù)的支護強度為1.0

8MPa>0.44MPa,因此架型滿足要求。

三、工作面生產(chǎn)能力

一、采煤

采用長壁后退式綜合機械化采煤法。兩采一準，即兩班采煤，

一班準備。

生產(chǎn)能力核算：

本工作面設計平均采高2.25m,工作面走向長1348m,傾向長

194.8m,約590828m3,按每天10個循環(huán)，循環(huán)進尺0.8m。

工作面日生產(chǎn)能力為：

A=8X0.8X2.25X194.8X1.250X0.97

=3401(t/d)

12

工作面月推進度為：

L月=8X0.8X25=160m

服務期限：

T=1348/200=8.4(月)

二、掘進

巷道掘進采用“三八”制(一天三班，每班八小時)組織生產(chǎn);

早班半個班檢修，半個班生產(chǎn)，中夜班為生產(chǎn)班，檢修班每班1個

循環(huán)，生產(chǎn)班每班2個循環(huán)，循環(huán)進尺4.0m。

四、工作面生產(chǎn)系統(tǒng)及生產(chǎn)工藝

一、綜采工作面系統(tǒng)

(1)運煤路線：

22104綜采工作面運輸機一22104運輸順槽轉載機-*22104運輸

順槽膠帶輸送機一主運大巷-*主斜井一上倉皮帶一地面原煤倉

(2)運料系統(tǒng)：

采用無軌膠輪車進行材料設備的運輸，專用人車接送人員上下

井。

①入井路線

地面工業(yè)廣場一副斜井一輔運大巷一22104輔運順槽一聯(lián)巷

一22104運輸順槽f22104綜采工作面

②升井路線

22104綜采工作面一22104運輸順槽一聯(lián)巷一22104輔助順槽

一輔運大巷一副斜井一地面工業(yè)廣場

(3)22104工作面割煤工藝

22104工作面為左工作面,采煤機進刀方式為工作面端頭斜切

進刀。采煤機在工作面刮板運輸機機頭和機尾的進刀方式相同。采

煤機割煤工藝過程具體如下(以機頭進刀為例)：

13

①斜切進刀

采煤機割透機頭煤壁后，右滾筒降下至底板，左滾筒升起至

左搖臂水平位置，反向牽引，沿刮板運輸機彎曲段進刀，采煤機逐

漸切入煤壁，機身全部進入直線段后停止牽引。

②割三角煤

采煤機斜切進刀完成后，向機頭方向推直刮板運輸機，采煤

機右滾筒升起至頂板，左滾筒降下至底板，向運輸機機頭方向牽引

割煤，割透煤壁后，右滾筒降至底板，割平機頭段底板。

③正常割煤

采煤機割透機頭煤壁后，右滾筒降下至底板，左滾筒升起至頂板，向運輸機

機尾方向牽引正常割煤，跟機移架支護頂板、推溜。

④端頭斜切進刀距離的確定

。=2￡米+“彎（2.3）

式中

。一進刀距離；

L采一采煤機機身長，最大長度為13.5m；

心運彎一運輸機彎曲段長度，取15m。

把以上數(shù)據(jù)帶入式中，得

D=2L采+L運彎=2*13.5+15=42m

為減少運輸機彎曲度，進刀距離取46.5m（約31架）。

⑤采煤機割煤及運煤技術要求

a采煤機在工作面兩端頭10架以內參照巷道頂、底板，保證

過渡段的平緩。

b割機頭、機尾三角煤時，必須保證將三角煤割透，保證順槽

底板到工作面底板平緩過渡，杜絕三角煤割不透、撇底煤事故。

c根據(jù)工作面起伏狀況，可以適當割頂或割底調整工作面平緩

狀況。

14

d頂、底板要割平，不能留有臺階，底板留有臺階或不平會使

推溜產(chǎn)生困難，同時頂、底板不平使支架幾何形狀不好，仰俯角太

大容易發(fā)生空頂、冒頂或采煤機滾筒割頂梁事故。

e正常割煤過程中，液壓支架伸縮梁堅持“少收勤打”的原則。

當工作面沒有周期來壓時一，收伸縮梁不得超過前滾筒10架，伸縮梁

滯后煤機后滾筒不得超過10架；當工作面整體來壓或局部來壓時，

收伸縮梁不得超過前滾筒5架，伸縮梁滯后煤機后滾筒不得超過5

架，防止伸縮梁收回過多或打出過慢，出現(xiàn)大塊離層頂板巖石片幫

煤影響生產(chǎn)。在有大塊巖石片幫出現(xiàn)的區(qū)域，伸縮梁一次收回一半,

離層片幫掉落后再全部收回伸縮梁。

f采煤機司機割煤時以工作面至高點見底對工作面進行平緩

過渡。調整工作面需要抬刀、落刀時，每次抬、落刀不得超過100mm,

并按“抬（落）一刀，走平一刀”的方法調整，嚴禁連續(xù)抬（落）

刀。原則上來壓期間禁止抬落刀。

g必須保證采煤機滾筒截齒完好無缺，割煤時截齒磨損量不大

于滾筒截齒數(shù)的10%,否則必須及時停機更換截齒。

h工作面遇有堅硬夾肝時，如能降低采高則通過降采高通過。

i斜切進刀時采煤機運行速度不得超過3m/min,正常割煤時

采煤機的運行速度不得超過5m/mino

j運輸機機頭必須有看守人員，防止大塊煤在機頭堆煤或堵破

碎機入口。

k保證刮板運輸機的平整，不得出現(xiàn)飄溜、凹溜、飄鏈或局部

起伏太大的現(xiàn)象。

1推移刮板運輸機時，機頭、機尾推進度保持一致，推移后要

保證呈一條直線。

m若推溜困難時，不應強推硬過，必須查明原因將問題處理后

再推溜。

二、綜掘工作面系統(tǒng)

工作面采用掘進機裝煤,22104輔運順槽掘進時掘進機鏟板部的

兩個相互轉動的耙爪，把被截割下的煤裝到第一部運輸機上（該運輸

機位于機體中央上部），轉載至綜掘機二運皮帶至可伸縮皮帶機上，

15

皮帶機將煤卸載至刮板輸送機，經(jīng)運輸聯(lián)巷轉載至22104運輸皮帶

運至主運大巷皮帶，最后由主斜井皮帶運送至地面。

運煤路線：22104輔運順槽掘進工作面一可伸縮皮帶機一40T刮

板輸送機一22104運輸順槽皮帶一主運大巷皮帶一主運大巷煤倉一

主斜井一地面

生產(chǎn)材料、設備運輸路線：地面一副斜井一輔運大巷一22104

輔運順槽外段一22104輔運順槽一掘進工作面

五、局部通風設計

掘進工作面風量計算

掘進工作面局部通風系統(tǒng)及通風方式

一、通風方式：掘進工作面的通風方式為壓入式通風。

22104輔運順槽進風:

地面一副斜井一輔運大巷一局部通風機一22104輔運順槽掘

進工作面

22104輔運順槽回風：

22104輔運順槽掘進工作面一回風繞道一回風大巷一回風斜井

f地面

22104運輸順槽進風：

地面一副斜井一輔運大巷一局部通風機一22104輔運順槽聯(lián)

巷一22104運輸順槽一掘進工作面

22104運輸順槽回風：

掘進工作面-22104運輸順槽一22104運輸順槽聯(lián)巷一回風繞

道~回風大巷->回風斜井一地面

二、掘進工作面風量計算原則

16

22104綜采工作面輔運順槽及運輸順槽在施工過程中采用壓

入式通風，最長供風距離800m。局部通風機移在順槽內800米處聯(lián)

絡巷處。

每個獨立通風的掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯或二氧

化碳涌出量、工作人數(shù)、巷道斷面、風速和局部通風機實際吸風量

等規(guī)定要求分別進行計算，并必須采取其中最大值。本礦井為瓦斯

礦井，風量計算以本礦的風量計算辦法為依據(jù)。

三、掘進工作面需要風量計算

（-）按瓦斯涌出量計算

Q,=100Xkch4Xqw=100Xl.5X0.49m7min=73.5m7min

式中：

100一按掘進工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1%的換算系

數(shù)；

q掘一掘進工作面瓦斯絕對涌出量，取0.49m7min；

*4—綜掘工作面瓦斯涌出不均衡備用風量系數(shù)，取1.5；

（二）按二氧化碳涌出量計算

=

Qz67Xq掘XKCO2

=67X1.5X0.24m3/min

=24.12m3/min

式中：Qia一掘進工作面實際需要風量m'/min

67一按掘進工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5%的

換算系數(shù)

q掘一掘進工作面回風風流中二氧化碳絕對涌出量0.24m'/min

人。2一綜掘工作面二氧化碳涌出不均衡備用風量系數(shù)，取1.5；

（三）按工作面同時工作最多人數(shù)計算：

Q3=4N=4X13=52m7min

式中：

N——掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，取N=13人

4---每人需風量，m7mino

（四）按工作面最低風速計算

Q（=60XSXV

=60X10.35X0.25m7min

=155.25m,!/min

式中：

60—單位換算系數(shù)

V一掘進工作面最低風速m/s;煤巷、半煤巖巷掘進工作面V取

17

0.25m/s；

S一掘進巷道斷面積，10.35m?

Q掘取最大值155.25m7min

(五)工作面輔助運輸選用防爆柴油機無軌膠輪車1輛

型號：WC1.8J防爆柴油機無軌膠輪車

額定功率：26KW

按照新《煤礦安全規(guī)程》要求，使用煤礦用防爆柴油動力裝置

機車運輸?shù)牡V井，行駛車輛巷道的供風量還應當按同時運行的最多

車輛數(shù)增加巷道配風量，配風量不小于4n?/min.KW

3

Q5=26X4=l04m/min

故需增加配風量104m3/min

(六)通過計算，取同時滿足以上各條件的風量值，確定為掘進工

333

作面需風量Qhf=Q掘+Q5=155.25m/min+104m/min=259.25m/mino

(七)風速驗算

根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》中規(guī)定的掘進中煤巷和半煤巖巷最低風

速O25m/s(15m/min),最高風速240m/min(4m/s)進行驗算：

1).按掘進工作面最低風速驗算

Qhf>15Sm3/min=15X10.35=155.25(m3/min)

259.25m3/min>155.25m3/min

式中：S一掘進巷道斷面積，10.35m?

2).按掘進工作面最高風速驗算

Qhf<240Sm3/min=240X10.35=2484(m3/min)

259.25m3/min<2484m3/min

式中：S一掘進巷道斷面積，10.35m2

掘進工作面需風量Qhf=259.25m3/min滿足要求。

四、局部通風機的選型

(一)根據(jù)掘進工作面計算需要風量Qhf和巷道設計最大供風

距離，計算局部通風機需要吸風量：

Qaf=Qhf/(l-PWm=259.25/(1-3%)9^341.12m7min

式中：

Qaf一局部通風機需要吸風量，mVmin；

Qhf一掘進工作面需要風量，259.25m7min；

m一獨頭通風百米長度指數(shù)(即通風長度為100,200m…700m時,

m=l,2,-7),取9；

P百一柔性風筒百米漏風率，可參照下表。

18

通風距離（m）<200200-500500-10001000-2000>2000

百米漏風率（給<15<10<3<2<1.5

（二）根據(jù)上述計算結果，確定該掘進工作面選用FBDNo6.32

X15kW型局部通風機，①800mm膠質阻燃風筒。

型號FBDNQ6.32X15kW隔爆型壓入式對旋通風機

功率風量風壓轉速有效送風距離

2X30kW240-420m7min640-7310pa2900r/min1000m

（三）按照局部通風機實際吸風量計算掘進工作面全風壓需要

風量：

Qhf=Qaf+60*0.15Shd=341.1+60X0.25X10.35=496.37（m3/min）

Qhf--局部通風機安裝地點的需要風量，m7min

Qaf一局部通風機實際吸風量，m3/min

60—單位換算系數(shù)

0.25—有瓦斯涌出的巖巷、半煤巖巷和煤巷允許的最低風速；

0.25m/s

Shd一局部通風機安裝地點到回風口間的巷道最大斷面面積，取

10.35m2?

（四）局部通風機的選型確定

選擇高效率、低噪聲對旋式軸流通風機。根據(jù)計算工作面所需

的風量，確定施工時選用兩臺FBDNQ6.32X15kW型對旋軸流式局部

通風機，采用雙風機雙電源自動切換，一臺使用，一臺備用，配。

800mm抗靜電阻燃膠質風筒布置在巷道前進方向的工作面供風，即可

滿足掘進工作面通風需要，局部通風機安裝在輔運大巷的新鮮風流

中。

綜采工作面風量計算

回采工作面通風系統(tǒng)及通風方式

進風路線：

新鮮風-*輔運（主運）大巷一22104輔運（運輸）順槽->22104

綜采工作面

回風路線:

19

22104綜采工作面一22104回風順槽一回風繞道一回風大巷一回

風斜井

反風路線：

回風斜井一回風風門一回風大巷一22104回風順槽一22104綜采

工作面一22104運輸（輔運）順槽一主運（輔運）大巷一主斜井（副

斜井）一地面

一、通風方式

通風方式：22104工作面采用“U”型通風方式。

通風方法：采用全負壓通風方法。

二、風量計算

㈠采煤工作面按CH4涌出量確定需風量，其計算公式為：

Q采I=⑼x0xKCH、（41）

式中：

°初一按工作面CH4涌出量計算采煤工作面所需風量，m3/min；

馬一采煤工作面回風巷風流中平均絕對CH4涌出量，m3/min,

本面取0.18m3/min；

火叫一采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數(shù)，正常生產(chǎn)

時，連續(xù)觀測1個月，日最大絕對CH4涌出量和月平均日絕對CH4

涌出量的比值，采煤工作面日最大絕對CH4涌出量為0.18m3/min,

因此KCH4=0.18/0.18=1.0,本工作面取1.6；

100一按采煤工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1%的換算系

數(shù)。

帶入公式中計算可得：。采?=10°*1xK叫

=100X0.18X1.6

=28.8m3/min

采煤工作面進風流氣溫與對應風速

表4-1

采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風

采煤工作面采煤方法

量系數(shù)

綜采工作面1.2?1.6

炮采工作面1.4?2.0

20

水采工作面2.0-3.0

㈡采煤工作面按氣象條件確定需要風量，其計算公式為：

。采2=mxv采xS采xK采高xK采而長x70%(4.2)

式中：

。來2—按工作面氣象條件計算采煤工作面所需風量，m3/min；

v采一采煤工作面的風速，從表4-2中選取，根據(jù)礦井實際情況,

井下各工作面進風流的溫度均在20℃以下，采煤工作面風速一般選

取Im/s；

$采一采煤工作面的平均有效斷面積，按照最大和最小控頂距有

效斷面的平均值計算，m2；

K采高一采煤工作面采高調整系數(shù)，從表4-3中選取，本工作面

設計采高2.25m,因此取1.1；

K采面長一采煤工作面長度調整系數(shù)，從表”4中選取，22104工

作面傾向長度為194.8m,取值為1.2；

70%—有效通風斷面系數(shù)。

采煤工作面空氣溫度與風速對應表

4-2

采煤工作面溫度℃采煤工作面風速m/s

<201.0

20?231.0-1.5

23?261.5?1.8

26?281.8~2.5

28?302.5?3.0

采煤工作面采高風量系數(shù)表4-3

采煤工作面采高m采煤工作面采高風量系數(shù)

21

2.01.0

2.0-2.51.1

2.5?5.0級放頂煤工作面1.2

采煤工作面長度風量系數(shù)表

4-4

采煤工作面長

長度風量調整系數(shù)(K采面長)

度m

<800.8~0.9

80~1200.9?1.0

120—1800.95?1.2

>1801.0~1.4

其中：§采=(Lmax+4in)/2xM

=(5.37+4.57)/2X2.25

=11.18m2

式中：

乙皿一采煤工作面最大控頂距，m,本工作面最大控頂距為

5.37m；

4n一采煤工作面最小控頂距,m,本工作面最小控頂距為4.57m；

M—采煤工作面設計采高，m,本工作面設計采高為2.25m。

帶入公式中計算可得：

。采2=60Xv采XS來XK來高XK來而長X70%

=60X1X11.18X1.1X1,3X70%

=671.47m3/min；(實際取672m3/min)

㈢按工作面同時作業(yè)的最多人數(shù)驗算

。采3N4N

式中：

。采3一按工作面同時作業(yè)的最多人數(shù)計算采煤工作面所需風量，

m3/min；

22

N一采煤工作面同時作業(yè)最多人數(shù)，本工作面按檢修時工作面

最多人員計算；

4一每人需風量，4m3/min。

其中：

N一采煤工作面同時工作的最多人數(shù)；按下面公式進行計算

N=N檢修班

式中：

%產(chǎn)班一生產(chǎn)班人數(shù)最大值，按勞動定員取最大值20人；

“檢修班一檢修班人數(shù)，按勞動定員取最大值30人；

N=30人

帶入公式中計算可得：

。采324N=4X30=120m3/min

由以上計算結果可知0采3V。采2,所以工作面需風量取

。泡、°采2、2淚中最大值。采2,所以工作面需風量。栗=672m3/min。

㈣按風速進行驗算，工作面需風量應滿足以下要求：

60x0.25xS大<Q采V60x4xS小

式中：

S大一工作面有效最大斷面積，m2。

S，］、一工作面有效最小斷面積，m2o

7。％—有效通風斷面系數(shù)。

S大=5.37X2.25X70%=8.46

S小=4.57X2.25X70%=7.2

帶入公式中計算可得：

60X0.25X8.46-126.9m3/min

60X4X7.2=1728m3/min

23

得出：

126.9m3/min<^=672m3/min<1728m3/min

由以上不等式可得出工作面需風量Q采=672n?/min滿足工作面

最高、最低風速驗算要求。所以工作面需風量Q采=672m3/min能夠

滿足工作面正常通風需要。

六、供電系統(tǒng)設計

一、掘進工作面供電設計

供電系統(tǒng)概述及設備選型配置：

工作面掘進機、皮帶輸送機、刮板機動力電源引自盤區(qū)變電所2

回路2#PJG-400/10Y型礦用隔爆型永磁機構高壓真空配電裝置，局

部通風機專用電源引自盤區(qū)變電所1回路9#PJG-300/10Y礦用隔爆

型永磁機構高壓真空配電裝置。掘進機、膠帶機、刮板機采用

KBSGZY-T-630/10/1.14移動變電站供電，電壓為1140V。局部通風

機采用KBSGZY-T-400/10/1.14移動變電站供電，電壓為1140Vo照

明控制信號采用127V電壓供電。供電方式及供電設備明細詳見：

1、局部通風機供電：局部通風機高壓電源引自盤區(qū)變電所1回

路9#礦用隔爆型永磁機構高壓真空配電裝置，經(jīng)MYJV22-3*95mm2高

壓鎧裝電纜引至掘進配電點KBSGZY-T-400-10Y/1140型專用移變，

作為局部通風機的工作電源;局部通風機備用電源引自22104掘進6

30kVA動力變壓器。

2、22104掘進動力供電：高壓電源引自盤區(qū)變電所2回路2井礦

用隔爆型永磁機構高壓真空配電裝置，經(jīng)MYPTJ-8.7/103*50+3*2

5/3+3*2.5高壓橡套電纜引至掘進配電點動力移變KBSGZY-T-630/10

Y°KBSGZY-T-630/10Y/1140型移變通過低壓饋電供主輔順槽綜掘機、

順槽帶式輸送機、刮板運輸機等運輸設備用電，同時還為局部通風

機提供1140V備用電源。對運輸設備供電及掘進供電均實現(xiàn)風電、

瓦電閉鎖。

設備選型配置

22104輔運順槽掘進工作面設備選型配置情況如下表：

22104輔運順槽綜掘工作面裝機總容量為:508.5kW,參見負荷統(tǒng)計

表。

負荷統(tǒng)計表

24

設備電機容量總容量電壓等級

設備名稱型號

臺數(shù)(kW)(kW)(V)

掘進機EBZ-160L12612611140

帶式運輸機DSJ80/40/2X5512X551101140

刮板輸送機SGB620/40T155551140

探水鉆機ZYJ-420/260115151140

局部通風機FBDNQ6.022*15601140

張緊絞車YBJ7.5-417.57.51140

移動變電站KBSGZY-T-630/1011140

移動變電站KBSGZY-T-400/1011140

饋電開關KBZ-400/114011140

起動器QJZ-12021140

起動器QJZ-80N11140

起動器QJZ-6011140

起動器QJZ-2*120SF11140

照明綜保ZBZ-4.0M11140

合計17508.5

變壓器的選擇：

根據(jù)供電系統(tǒng)擬定原則，選擇兩臺移動變電站，其容量分別決定如

下：

1、局部通風機變壓器選擇：

供電設備用電設備額定功率(kW)額定電壓(V)

KBSGZY-T-400/10局部通風機2*151140

合計30

計算電力負荷總視在功率

S=SPN-^lkVA

Cos0

25

式中s一所計算的電力負荷總的視在功率，kVA；

2Px—參加計算的所有用電設備額定功率之和，kW；

Cos9一參加計算的電力負荷的平均功率因數(shù)；

（一需用系數(shù)。

（按下式進行選擇

K,.=0.4+0.6&

詛

式中Ps—最大電機的功率數(shù)，kw；

2PN—參加計算的所有電動機的額定功率之和，kW；

則K,-=0.4+0.6X"=0.7

30

Cos9取0.7,心取0.7

電力負荷總視在功率為

S=60義史=60kVA

0.7

400kVA>60kVA

根據(jù)計算負荷，選用KBSGZY-T-400/10/1.14型礦用隔爆型移動變電

站一臺。

2、掘進機等動力變壓器選擇：

供電設備用電設備額定功率（kW）額定電壓（V）

掘進機2611140

刮板機551140

KBSGZY-T-630/10皮帶機1101140

張緊絞車7.51140

探水鉆機151140

合計448.5

計算電力負荷總視在功率

S=2PNA-kVA

CosO

式中s一所計算的電力負荷總的視在功率，kVA；

2PN—參加計算的所有用電設備額定功率之和，kW；

Cos0一參加計算的電力負荷的平均功率因數(shù)；

（一需用系數(shù)。

26

Kr按下式進行選擇

K,=0.4+0.6上

不

式中Ps—最大電機的功率數(shù)，kW；

2PN—參加計算的所有電動機的額定功率之和，kW；

則（=0.4+0.6X16°=o.61

448.5

Cos。取0.7,G取0.61

電力負荷總視在功率為

S=448.5x2^1=390.84kVA

0.7

630kVA>390.84kVA

根據(jù)計算負荷，選用KBSGZY-T-630/10/1.14型礦用隔爆型移動變電

站一臺，滿足要求。

高壓電纜選擇與校驗

1、局部通風機變壓器高壓電纜的選擇：

①按長時允許電流選擇電纜截面

33

Ifh=SPxXKt.X10-?V3uecos0=30X0.7X104-（^X10000X

0.7）=1.73A

式中？PN—參加計算的所有用電設備額定功率之和，kW；

K1一需用系數(shù)。

Cos9一參加計算的電力負荷的平均功率因數(shù)

查表得礦用高壓鎧裝電纜長時允許載流量95mm2電纜為370A>1.73A,

滿足要求。

②按經(jīng)濟電流密度校驗高壓電纜截面

2

Ae=Ica/Jed=l.73+2.0=0.87mm

A--經(jīng)濟截面

La-—正常運行時，通過電纜的最大長時負荷電流

jed--經(jīng)濟電流密度A/mm2查表得2.0

根據(jù)實際情況選用MYJV22-8.7/10kV3X95mm2電纜能夠滿足要求。

③按允許電壓損失校驗

△U%=7；（R。+%）tan#

10-3嗎

27

=3Px0,45,(0.106+0.04X1.02)X100%=0.0019%<7%

10-3x10000-

AU%——高壓電纜線路中的電壓損失百分數(shù)。

P一一電纜輸送的有功功率，千瓦。

Lca——電纜長度，km。

工一一電纜線路的額定電壓，Vo

Ro,Xo——分別為電纜線路單位長度的電阻和電抗，Q/km。

tane——電纜所帶符合的功率因數(shù)對應的正切值。

7%——允許電壓損失百分數(shù)。

按電壓損失校驗，滿足要求。

④熱穩(wěn)定校驗電纜截面

按最大短路容量限制50MVA,最大三相穩(wěn)態(tài)短路電流：

/*=%=.嚴:6=28874

J3U73x10000

=*\31nmy5加

C73x100

L——短路電流的假象時間，即熱等效時間，取0.25s。

C——電纜熱穩(wěn)定系數(shù)，銅芯電纜C=100。

熱穩(wěn)定校驗電纜截面滿足要求。

綜上可知高壓電纜選擇95面可以滿足供電要求。

2、綜掘機及運輸設備變壓器高壓電纜的選擇：

(1)按長時允許電流選擇電纜截面

Ifh=SPxXKrX10一百&cos0=448.5X0.61X10”(6X10000X

0.7)=22.57A

式中？PN—參加計算的所有用電設備額定功率之和，kW；

Kr―需用系數(shù)。

Cos0一參加計算的電力負荷的平均功率因數(shù)

查表得礦用橡套電纜長時允許載流量50mm2電纜為245A>23.12A,滿

足要求。

(2)按經(jīng)濟電流密度校驗高壓電纜截面

2

Ae=Ica/Jed=22.574-2.0=11.29mm

A--經(jīng)濟截面

La-—正常運行時，通過電纜的最大長時負荷電流

jed--經(jīng)濟電流密度A/mn?查表得2.0

28

根據(jù)實際情況選用MYPTJ-8.7/103X50+3X25/3+3X2.5電纜能夠

滿足要求。

(3)按允許電壓損失校驗

PL

△U%=J；(Ro+Xotan66)

=44p-5x0-45(0.106+0.04X1.02)X100%=0.029%<7%

lO^xlOOOO2

At/%——高壓電纜線路中的電壓損失百分數(shù)。

P——電纜輸送的有功功率，千瓦。

Lca——電纜長度，km。

UN——電纜線路的額定電壓，Vo

Ro.Xo——分別為電纜線路單位長度的電阻和電抗，Q/km。

tan9——電纜所帶符合的功率因數(shù)對應的正切值。

7%——允許電壓損失百分數(shù)。

按電壓損失校驗，滿足要求。

(4)熱穩(wěn)定校驗電纜截面

按最大短路容量限制50MVA,最大三相穩(wěn)態(tài)短路電流：

"言xl06=2887A

y/3U73x10000

A_1^7^-2887x7(X252

Amin-—=8.3mm<50W

73x100

短路電流的假象時間，即熱等效時間，取0.25s。

C——電纜熱穩(wěn)定系數(shù)，銅芯橡套電纜C=100。

熱穩(wěn)定校驗電纜截面滿足要求。

綜上可知高壓電纜選擇50版，可以滿足供電要求。

低壓電纜截面選擇與校驗

1、局部通風機電纜選擇：

局部通風機變壓器饋出二根干線；

(1)按長時允許電流選擇電纜截面

Ica=PN//Ucos0=30+(&X1.14X0.85)=17.87A

選用MYP3X16+1X10mm2電纜，查表得礦用橡套電纜長時允許載流量

得16mm2電纜為85A>17.87A

2、綜掘機電纜選擇：

29

綜掘機等動力設備變壓器饋出二根干線；

I2=Pe/百Ucos中=448.5;(GXI.14X0.85)=283.93A

選用MYP3X70+1X25mm2電纜，查表得礦用橡套電纜長時允許載流量

得70mm2電纜為305A>283.93A

按電壓損失校驗電纜截面

(一)局部通風機允許電壓損失為Uy=1200-l140X90%=174V

1、局部通風機變壓器電壓損失計算：

已知：Ur=0.75Ux=3.929cos6=0.7sin6=0.71

3=Sb/Seb=304-400=0.075

△Ub(%)=B(UrXcos<t>+UxXsin6)(%)

=0.075X(0.75X0.7+3.929X0.71)(%)=0.25(%)

AUb=1200XAUb(%)=1200X0.25(%)=3V

2、電纜壓降損失計算：

①、干線電纜壓降

px/30xO2

A%=(R0+X。xtan(p)=］心(0.27+0.028xl.02)=1.57V

②、支線電纜壓降

△Uzi=(0.06+0.0014xl.02)=9SO：：：0.0614=0必丫

△U=△Ub+△Ugl+△Uzl=3+1.57+0.024=4.6V<174V

經(jīng)計算電壓損失符合《煤礦井下電設計規(guī)范》。

(二)綜掘機允許電壓損失為Uy=1200-l140X90%=174V

1、綜掘機變壓器電壓損失計算：

已知：Ur=0.0.638Ux=3.949cos6=0.8sin6=0.6

6=Sb/Seb=448.54-630=0.71

△Ub(%)=3(UrXcos+Uxsin<t>)(%)

=0.71X(0.638X0.8+3.949X0.6)(%)=2.04(%)

AUb=1200XAUb(%)=1200X2.04(%)=24.48V

2、綜掘機電纜壓降的損失計算：

①、干線電纜壓降計算

px/27359x02

△Ugi—(/?+Xxtan^)=--———(0.063+0.0156x1.02)=3.78V

U?oo1.14

其中：Pe=KxXEPe=0.61X448.5=273.59

②、支線電纜壓降計算