中国平煤神马梨园矿长虹公司下延采区工作面设计说明书.doc

ZGPMSMLYK-CHXY-14-01(梨园长虹公司下延采区2014年第1个设计工作面)中国平煤神马梨园矿长虹公司下延采区工作面设计说明书 名 称： 二121010（上）工作面设计说明书 编制单位： 长虹公司生产技术部 编制日期： 2014-03-15 长 虹 公 司 设 计 说 明 书 审 批 表单 位姓 名日 期意 见编 制 监控中心安全检查部机电运输部通风防突部开拓掘进部生产技术部生产调度室防突副总工程师 通风副总工程师机电副总经理开拓副总经理安全副总经理生产副总经理总工程师 总经理意 见:梨园矿设计说明书会审签字表单 位姓 名日 期意 见单 位姓 名日 期意 见开拓科监控中心安检科安全副总通风科通风副总机电科机电副总地测科地测副总调度室生产副总总办室总工程师会审意见：会审意见目 录第一章 工作面概况及危险源分析5第一节 工作面概况5第二节 危险源分析、巷道布置及采掘工艺8第二章 工作面各生产系统设计14第一节 采面运输系统设计14第二节 通风系统设计15第三节 供电系统设计35第四节 供水及综合防尘系统设计43第五节 排水系统设计44第六节 通讯系统设计45第七节 监测、监控和人员定位系统设计45第八节 防灭火系统设计55第九节 压风自救系统设计55 第十节 紧急避险系统设计_57第十一节 照明系统_ 63第三章 防突专项设计_64第四章 水害防治专项设计71第五章 注意事项及主要安全技术措施73第一部分 掘进安全技术措施73第二部分 采煤安全技术措施85第一章 工作面概况及危险源分析第一节 工作面概况一、采面概况二121010（上）工作面位于下延采区，该工作面南临二1-11160工作面采空区，西临下延采区运输下山，西临西翼下山采区，北临二1-21010（上）工作面，对应地面上无建筑物及水体，全部为荒地。二1-21010（上）工作面开采标高为±48-11m，对应地表标高+474+440m。本工作面为走向长壁后退式工作面，工作面可采走向长为250m，切眼长210m，斜面积为60175m2，储量20.6万吨。本工作面煤层走向为49°45，平均倾角19°,煤层平均厚度2.5m。(1)二1-21010（上）工作面设计总长861m。其中：二1-21010（上）风巷运输联络巷111m，二1-21010（上）风巷专回30m，二1-21010（上）风巷外段85m，二1-21010（上）风巷里段425m，二1-21010（上）切眼风210m。（1）施工顺序二1-21010（上）风巷运输联络巷外段二1-21010（上）风巷专回二1-21010（上）风巷运输联络巷里段二1-21010（上）风巷外段二1-21010（上）风巷里段 二1-21010（上）切眼二1-21010（上）风巷里段 二1-21010（上）风巷运输联络巷开口位置在东11处，方位角46°30，平巷施工20米；后转方位角171°23，施工30米，做21010（上）风巷专回，与联络巷贯通；21010（上）风巷运输联络巷在施工11米后转方位角129°44,坡度21°，工程量80米，与21010（上）风巷外段贯通；转方位角230°30，坡度-26°，施工70米后转方位角214°5，平巷施工15米后与第二中车场贯通。二1-21010（上）风巷（1）里段，设计方位角50°30，工程量150m。二1-21010（上）风巷（2）里段，设计方位角122°01，工程量95m。二1-21010（上）风巷（3）里段，设计方位角50°01，工程量185m，至切眼位置。二1-21010（上）切眼，设计方位角140°01，工程量210m，与二1-21010（上）风巷贯通。二、煤层及顶底板情况该采面内共有2个地质钻孔（1103孔、1102孔、），根据2个钻孔资料分析，和二111160工作面机风巷揭露分析，该采面二1煤层平均厚度为2.5m，煤层倾角20°左右。 二1煤层顶板为砂岩和砂质泥岩，二1煤层底板为砂质泥岩、泥岩。下距一7煤层间距为25米左右,一7煤顶板为灰岩，底板为泥岩、粉砂岩。第二节 危险源分析、巷道布置及采掘工艺一、危险源分析 （一）瓦斯 本矿井属于瓦斯突出矿井，瓦斯相对涌出量6.37m3/t，绝对涌出量16.4m3/ min。（2011年矿井瓦斯等级鉴定结果) （二）煤尘及煤的自燃性 在掘进及回采过程中的诸多环节都会产生煤尘，爆炸性指数为20.19%，掘进产生的煤尘可通过综合防尘措施进行防治。除尘水源来自地面的净化水厂。供水管路分别用150mm和100mm铁管地面经副井接至井下各个用水地点，大巷每百米设三通一个。其它巷道每50m设三通一个。工作面内设防尘水幕，爆破时能自动喷雾，施工人员自觉佩戴防尘口罩等。根据长虹公司煤层自燃发火倾向性鉴定结果，本井二1煤层为类不易自燃煤层。 （三）水害1、寒武系灰岩含水层由张夏组鲕状灰岩和崮山组白云质灰岩组成。岩性比较稳定，揭露厚度261.50m，该层中见有溶沟、溶槽和蜂窝状的溶孔或溶洞等溶蚀现象。岩溶发育的程度，不仅与岩性有关，而且也受构造控制，从而造成了岩溶发育的不均一性和形态的多样性。2、太原组下段灰岩含水层由L1L4灰岩组成，中夹薄层泥岩、砂质泥岩、砂岩及薄煤23层。灰岩厚度一般为4.00m左右。L1灰岩较发育，层位亦较稳定。该层在区内均被第四纪残、坡积物所覆盖，出露条件不佳，分布零星。岩溶裂隙发育较差，且被方解石充填。地表见有溶蚀现象。钻孔简易水文地质观测结果，未发现漏水。该层顶部至二1煤层底板间距，一般约35m。其中夹有二个较稳定的隔水层，正常情况下，该层地下水不能进入二1煤层矿床。属间接充水含水层3、石炭系太原组上段灰岩含水层由L6L8灰岩组成。其中L6和L7灰岩较发育，层位亦较稳定。该层距二1煤底板一般2025m。为二1煤开采直接充水含水层。4、二叠系山西组砂岩含水层由山西组二1煤顶板中粗粒砂岩组成。此层属二1煤直接顶板或有薄层伪顶相隔，因此地下水可直接进入二1煤矿床，为二1煤顶板直接充水含水层。（四）矿压该采面采深451米，巷道所受压力为矿山静压，压力不大。（五）地质构造根据河南省地质物探测量队三维地震资料，二1-21010（上）工作面无断层出现，但是在回采的过程中穿过二111160采空区，应该制定专项防瓦斯和防治老空水专项措施。二、巷道布置及掘进工艺(一)设计巷道有： (1)二1-21010（上）工作面设计总长861m。其中：二1-21010（上）风巷运输联络巷111m，二1-21010（上）风巷专回30m，二1-21010（上）风巷外段85m，二1-21010（上）风巷里段425m，二1-21010（上）切眼风210m。掘进方法二1-21010（上）风巷外段，风巷专回、是岩巷；二1-21010（上）风巷（2）里段100m，切眼中部110m，是沿二111160采空区掘进；其余为煤巷，二1-21010（上）风巷、切眼按设计方位沿二1煤层施工。掘进工艺： 所有巷道均采用炮掘掘进工艺。（1）落煤方式：煤、岩钻打眼爆破。（2）运输方法： 运煤路线 1） 二1-21010（上）风巷运煤路线： 二1-21010（上）风巷二1-21010（上）风巷联络巷二1-21040机巷溜煤眼运输下山新建主斜井地面。 2） 二1-21010（上）切眼运煤路线： 二1-21010（上）切眼二1-21010原风巷二1-21040机巷溜煤眼运输下山新建主斜井地面。（三）主要巷道支护形式说明：根据二1-21010（上）采面风量要求、二1煤层顶板特性、设备安装及安全生产的需要，二121010（上）风巷道规格为：上宽2.8m，下宽4.0m，中高2.4m，棚距0.7m（中见中），对棚支护，柱窝不小于0.1m，将顶8根不小于5cm的川杆配钢网背紧背实，顶帮钢网用10cm用铁丝绑紧扭结；二121010（上）切眼巷道规格为：上宽2.8m，下宽3.8m，中高2.0m，棚距0.6m（中见中），单棚支护，柱窝不小于0.1m，将顶8根不小于5cm的川杆配钢网背紧背实，顶帮钢网用10cm用铁丝绑紧扭结。 二121010（上）风巷断面图 （1：50）二112000切眼断面图 （1：50）二121010（上）风巷外段眼断面图 （1：50） 三、 回采工艺采煤方法：二1-21010（上）(上）采面采用走向长壁后退式炮采采煤工艺，全部垮落法管理顶板，采用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架。（1）落煤方法人工打眼，装药爆破。（2）装煤人工装入输送机。（3）运煤采面采用SGW40T型输送机，机巷使用DSJ65/15/30型胶带输送机运煤。（4）移架采面分段采通后，由机头向机尾顺序开始移架，移架前先收回翻转梁，移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸，再降前柱使顶梁可移动时立即停止。移动顶梁和后柱，使支架移至规定步距。（5）推移输送机推移输送机由支架推移千斤顶来完成，以支架为支点，推移输送机至煤墙，推输送机与移架距离保持在15m，刮板输送机的弯曲段长度不小于15m。第二章 工作面各生产系统设计第一节 采面运输系统设计1、工作面生产能力根据采面设备能力，以及采面地质条件和运输能力，预测采面生产能力每天推进1.6米，即：日产量Q日=1.6×210×2.5×1.37=1150吨。月产量Q月=1150×30=34500吨年产量Q年=34500×12=414000吨2、采面主运输系统：工作面采用两部SGB420/40S型刮板运输机运煤，运送能力130t/h。机巷采用两部DTL65/28/2×30胶带输送机运输，技术参数：最小运量q280t/h，带速V1.7m/s，N60KW，最大运距400m。机巷胶带运输机能力验算：Q=16×q×330=280×16×330=134万t>采面生产能力22.8万t/a。1.1×1041.1×104工作面输送机能力满足生产要求。3、采区主运输系统二1-21010（上）运输上山：带式输送机1部，型号DTL65/28/2×30；技术参数：运量q280t/h，带速V1.7m/s，N60KW，运距150m。入仓采用一部SGB420/40S型刮板运输机。4、出煤系统二1-21010（上）采面二1-21010（上）原风巷二1-21040机巷溜煤眼下延采区运输上山皮带新建主井地面。5、辅助运输系统辅助运输主要采用JD11.4型调度绞车和JD25型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道两帮布置，中对中相错10m。绞车窝尺寸必须保证绞车安装后有1.2m2的操作空间；绞车最突出部位与巷帮的距离不小于250mm，与轨道不小于500mm。斜巷运输按煤矿安全规程规定完善一坡三挡、信号硐室等安全设施。辅助运输系统：地面副井下延采区轨道下山第二部中车场二1-21010（上）风巷采煤工作面。第二节 通风系统设计二1-21010（上）风巷专回、车场及风巷外段灯三个岩巷配风量122.4m3/min，二1-21010（上）风巷和切眼配风量156m3/min，二1-21010（上）上回采工作面配风量505m3/min，具体计算如下：一、二1-21010（上）风巷专回、风巷外段及风巷车场等三个开拓工作面通风设计二1-21010（上）风巷专回、风巷外段及风巷车场三个开拓工作面一共125米，其中风巷专回30米，风巷外段70米，风巷车场15米，巷道层位均为二1煤底板，岩巷施工，工字钢支护。开拓工作面实际需风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时工作的人数、爆破后产生的有害气体量以及局部通风机的实际吸入风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按照瓦斯涌出量计算（抽采瓦斯的矿井，应按抽采瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量）Q掘 = 125q掘·K掘通 =125×0.1×1.5=18.75(m3min)式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；q掘 掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3min；K掘通 瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。（二）按二氧化碳的涌出量计算Q掘 = 67q掘·K掘通 =67×0.6×1.5=60.3(m3min)式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过0.6的换算系数。q掘掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3min；K掘通二氧化碳涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。（三）按炸药量计算1、 三级煤矿许用乳化炸药Q掘10A=10×5.2=52m3min)式中：A 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。（四）按交接班时工作人员数量计算Q掘4N=4×13×2=104 (m3min)；式中：N 掘进工作面同时工作的最多人数；4 每人供风4m3/min。按上述条件计算的最大值为104m3min，但这个风量不能满足巷道内最低风速要求，故按最低风速计算的风量122.4m3min确定为工作面的实际需风量（风筒末端出风量）。 （五）按风速进行验算： 验算最小风量:有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：Q掘60×0.25S掘=60×0.25×8.16=122.4m3min 验算最大风量Q掘60×4.0S掘=60×4×8.16=1958.4式中：S掘 掘进工作面巷道的净断面积，m2。（六）按掘进工作面的需风量计算局部通风机实际吸入风量：=（100×122.4）÷100-（350×0.1）=188.4Q扇局部通风机实际吸入风量, m3/min；Q掘单个掘进工作面需风量（风筒末端出风量），m3min；Q100风筒的百米漏风率，%；L风筒全长（通风距离），m。 柔性风筒的百米漏风率按下表取值。通风距离L(m)2002005005001000100020002000100(%)10-155-10321.5（七）按照服务掘进工作面的局部通风机实际吸入风量计算掘进巷道全风压供风量。对于在一处巷道安装多组局部通风机供风的，或局部通风机安装在进风巷道中供风的，通常只考虑计算一次满足处于新风段掘进巷道最低风速的风量。沿岩巷施工：Q掘=Q扇·Ii+60×0.15S=188.4×1+108=296.4(m3/min)式中：Q扇 局部通风机实际吸入风量,m3/min；Ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15 无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速，m/s；0.25 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；S 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12m2。局扇安设位置为下延采区轨道下山一车场内，巷内全负压供风量为2700 m3/min。经过风速验算，故选用FBD6.0/2×22KW配600对旋式风机供风满足使用需要，Q吸390m3/min，供风距离350米，考虑10%漏风系数，结合以上计算最大值（122.4m3/min），开拓工作面实际风量可达到277m3/min。二、二1-21010（上）（上）风巷掘进工作面通风设计二1-21010（上）（上）风巷全长430米，巷道沿二1煤层施工，3*2.6工字钢支护。掘进工作面实际需风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时工作的人数、爆破后产生的有害气体量以及局部通风机的实际吸入风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按照瓦斯涌出量计算（抽采瓦斯的矿井，应按抽采瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量）Q掘 = 125q掘·K掘通 =125×0.78×1.6=156(m3min)式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；q掘 掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3min；K掘通 瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。（二）按二氧化碳的涌出量计算Q掘 = 67q掘·K掘通 =67×0.6×1.5=60.3(m3min)式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过0.6的换算系数。q掘掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3min；K掘通二氧化碳涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。（三）按炸药量计算1、 三级煤矿许用乳化炸药Q掘10A=10×5.2=52m3min)式中：A 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。（四）按交接班时工作人员数量计算Q掘4N=4×13×2=104 (m3min)；式中：N 掘进工作面同时工作的最多人数；4 每人供风4m3/min。按上述条件计算的最大值为156m3min，确定为工作面的实际需风量（风筒末端出风量）。 （五）按风速进行验算： 验算最小风量:有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：Q掘60×0.25S掘=60×0.25×8.16=122.4m3min 验算最大风量Q掘60×4.0S掘=60×4×8.16=1958.4式中：S掘 掘进工作面巷道的净断面积，m2。（六）按掘进工作面的需风量计算局部通风机实际吸入风量：=（100×156）÷100-（700×0.02）=181.4Q扇局部通风机实际吸入风量, m3/min；Q掘单个掘进工作面需风量（风筒末端出风量），m3min；Q100风筒的百米漏风率，%；L风筒全长（通风距离），m。 柔性风筒的百米漏风率按下表取值。通风距离L(m)2002005005001000100020002000100(%)10-155-10321.5（七）按照服务掘进工作面的局部通风机实际吸入风量计算掘进巷道全风压供风量。对于在一处巷道安装多组局部通风机供风的，或局部通风机安装在进风巷道中供风的，通常只考虑计算一次满足处于新风段掘进巷道最低风速的风量。岩巷：Q掘=Q扇·Ii+60×0.15S=181.4×1+108=289.4(m3/min)式中：Q扇 局部通风机实际吸入风量,m3/min；Ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15 无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速，m/s；0.25 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；S 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12m2。局扇安设位置为下延采区轨道下山一车场内，巷内全负压供风量为2700 m3/min。经过风速验算，故选用FBD6.0/2×22KW对旋式风机配600mm风筒供风满足使用需要，Q吸390m3/min，供风距离700米，考虑2%漏风系数，结合以上计算最大值（156m3/min），掘进工作面实际风量可达到298m3/min。三、二1-21010（上）（上）切眼掘进工作面通风设计二1-21010（上）（上）切眼全长210米，巷道沿二1煤层施工，3*2.2工字钢支护。掘进工作面实际需风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时工作的人数、爆破后产生的有害气体量以及局部通风机的实际吸入风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按照瓦斯涌出量计算（抽采瓦斯的矿井，应按抽采瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量）Q掘 = 125q掘·K掘通 =125×0.78×1.6=156(m3min)式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；q掘 掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3min；K掘通 瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。（二）按二氧化碳的涌出量计算Q掘 = 67q掘·K掘通 =67×0.6×1.5=60.3(m3min)式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过0.6的换算系数。q掘掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3min；K掘通二氧化碳涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。（三）按炸药量计算1、 三级煤矿许用乳化炸药Q掘10A=10×5.2=52m3min)式中：A 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。（四）按交接班时工作人员数量计算Q掘4N=4×13×2=104 (m3min)；式中：N 掘进工作面同时工作的最多人数；4 每人供风4m3/min。按上述条件计算的最大值为156m3min，确定为工作面的实际需风量（风筒末端出风量）。 （五）按风速进行验算： 验算最小风量:有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：Q掘60×0.25S掘=60×0.25×8.16=122.4m3min 验算最大风量Q掘60×4.0S掘=60×4×8.16=1958.4式中：S掘 掘进工作面巷道的净断面积，m2。（六）按掘进工作面的需风量计算局部通风机实际吸入风量：=（100×156）÷100-（700×0.02）=181.4Q扇局部通风机实际吸入风量, m3/min；Q掘单个掘进工作面需风量（风筒末端出风量），m3min；Q100风筒的百米漏风率，%；L风筒全长（通风距离），m。 柔性风筒的百米漏风率按下表取值。 通风距离L(m) 200 2005005001000100020002000100(%) 10-155-10321.5（七）按照服务掘进工作面的局部通风机实际吸入风量计算掘进巷道全风压供风量。对于在一处巷道安装多组局部通风机供风的，或局部通风机安装在进风巷道中供风的，通常只考虑计算一次满足处于新风段掘进巷道最低风速的风量。岩巷：Q掘=Q扇·Ii+60×0.15S=181.4×1+108=289.4(m3/min)式中：Q扇 局部通风机实际吸入风量,m3/min；Ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15 无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速，m/s；0.25 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；S 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12m2。局扇安设位置为下延采区轨道下山一车场内，巷内全负压供风量为2700 m3/min。经过风速验算，故选用FBD6.3/2×30KW对旋式风机配800mm风筒供风满足使用需要，Q吸390m3/min，供风距离900米，考虑2%漏风系数，结合以上计算最大值（156m3/min），掘进工作面实际风量可达到372m3/min。 四、二1-21010（上）（上）回采工作面通风设计4.2.1 通风系统设计经计算，二1-21010（上）（上）回采工作面需风量为505m3/min。具体计算如下：4.2.2 二1-21010（上）（上）回采工作面需风量计算1、按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算 Q采=125×q瓦采×K采通=125×1.0×2.0=250m3/min 式中：Q采二1-21010（上）（上）回采工作面实际需要风量（m3/min）q瓦采1m3/min，临近二1-11160采面最大绝对瓦斯涌出月份2009年3月瓦斯绝对涌出量K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。炮采工作面K采通=1.4-2.0，取2.0。2、按劳动气象条件计算二1-21010（上）（上）回采工作面平均温度为22°C,采高为2.0m，需风量为： Q采= 60×70%·S·V采·k采高·k采面长 (m3min) Q采=60×70%×6.0×1.3×1.1×1.4=505m3/min 式中: Q采 采煤工作面需风量,m3min；S 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；V采 采煤工作面的风速，按采煤工作面风流的温度从表3 中选取，m/s；k采高 采煤工作面采高调整系数，具体取值见表1；k采面长 采煤工作面长度调整系数，具体取值见表2；70% 有效通风断面系数；60 为单位换算产生的系数。表1 K采高回采工作面采高调整系数采 高（m）<2.02.02.52.5以上或放顶煤系数(K采高)1.01.11.2表2 K采面长 回采工作面长度调整系数 回采工作面长度(m)<8080120120150150180>180长度调整系数(K采面长)0.91.01.11.21.31.4表3 V采回采工作面气温与对应适宜风速回采工作面空气温度/0C采煤工作面风速 V采（m/s）<201.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.0备注：采煤工作面温度测点，应选择在工作面距回风巷15m处的风流中。3、按照二氧化碳涌出量计算需风量Q采 = 67·q采·KCO2(m3/min)Q采 = 67×0.32×1.2=25.73m3/min式中： q采 采煤工作面回风巷风流中绝对二氧化碳涌出平均量，m3/min；KCO2 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；67 按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。4、按炸药量计算需风量Q采 10AQ采 50 m3/min式中：A 采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；10 每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。 5、按人数计算实际需要风量Q采=4×N （m3/min）=4×60=240m3/min式中：N工作面同时工作最多人数，按60人计算。6、按风速继续验算： 验算最小风量Q最小 60×0.25 S最小 S最小= 70% L最小·h Q最小78m3/min 验算最大风量Q最大 60×4.0 S最大 S最大= 70% L最大·h Q最大1632m3/min式中：S最小 采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；L最小 采煤工作面最小控顶距,m；h 采煤工作面实际采高,m；S最大 采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；L最大 采煤工作面最大控顶距,m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70% 有效通风断面系数；4.0 采煤工作面允许的最大风速，m/s；5.0 采煤工作面允许的最大风速，m/s。根据上述计算工作面需风量505m3/min，符合要求。故工作面需风量Q=505m3/min。4.2.3 通风系统路线（见图42）新鲜风：地面主、副井下延采区轨道下山21010（上）进风石门21010（上）（上）回采工作面机巷21010（上）（上）回采工作面乏风：21010（上）（上）回采工作面21010（上）（上）回采工作面风巷21010（上）（上）回采工作面风巷专回东翼回风下山东、西翼回风下山联络巷新回风暗斜井回风立井地面。三、通风系统路线（一）、掘进巷道通风情况：1、二1-21010（上）（上）风巷专回风巷外段、车场及风巷通风系统：新鲜风：主、副井下延采区轨道下山上段一车场局部通风机东翼回风下山上段21040溜煤眼绕巷回风侧二1-21010（上）（上）风巷专回开拓工作面乏风：二1-21010（上）（上）风巷专回开拓工作面21040溜煤眼绕巷回风侧下延采区东翼回风下山上段东、西翼回风下山联络巷新回风暗斜井回风立井地面。2、二1-21010（上）（上）回采工作面切眼通风系统：新鲜风：主、副井下延采区轨道下山上段21010（上）进风石门局部通风机二1-21010（上）进风石门现二1-21010（上）风巷（二1-21010（上）（上）工作面机巷）二1-21010（上）（上）切眼乏风：二1-21010（上）（上）切眼现二1-21010（上）风巷（二1-21010（上）（上）工作面机巷）二1-21010（上）风巷专回东翼回风下山上段东、西翼回风下山上部联络巷新回风暗斜井地面。（二）二1-21010（上）（上）回采工作回采时通风情况：新风：主、副井下延采区轨道下山二1-21010（上）进风石门二1-21010（上）风巷二1-21010（上）（上）切眼。 乏风：二1-21010（上）（上）切眼二1-21010（上）（上）风巷二1-21010（上）（上）风巷专回东翼回风下山东、西翼回风下山上部联络巷新回风暗斜井地面。1、 二1-21010（上）风巷外段通风系统图： 2、二1-21010（上）工作面切眼通风系统图：3、二1-21010（上）回采工作面通风系统图： 第三节 供电系统设计长虹公司供电方式采用双回路供电至平地工业6KV变电所、井下中央变电所。中央变电所双回路供电至东区变电所。供电电缆选用MYJV22-8.7/10KV-3×50矿用交联聚乙烯绝缘电力电缆，变电所内高压配电装置采用PBG型和PJG型防爆高压真空配电装置，变压器选用KBSG-315/6型干式变压器，低压开关选用带选择性漏电保护的智能防爆开关。二1-21010（上）上风巷掘进期间副风机供电双回路来自中央变电所。660V生产电源、主风机电源来自2.5米车房变电硐室。当一回路故障时，另一回路可担负其全部用电负荷的正常供电。掘进工作面均配三电源、双风机（专用主风机、专用副风机），并按三专两闭锁的供电要求供电。工作面用电设备供电：工作面和大功率电气设备采用660V电压供电，照明信号采用127V电压供电。供电整定说明：一、长虹公司二1-21010（上）风巷供电整定计算说明1）、主风机电流整定1、1、高爆型号：BGP49-150/6，该高爆开关控制2.5米车房变电硐室动变容量P=315KVA，高爆开关额定电流为150A，总负荷60KW。过载整定1）、过载整定值：Iz=Ie=60×0.12/150=0.05 过载整定为0.2倍2）、短路值整定：Idg=IQe+Ie=60×0.12×6+0.12×1=43.3A31.8/150=0.28倍 短路整定取最低值1.6倍2、馈电开关整定计算 型号为KBZ-200 1）过载整定：根据公式：IZ=Ie=1.15×P =60×1.15=69A取0.5倍。 2）短路整定：根据公式 IdIQe+KXIe=350A3、主风机开关型号为QBZ-120，风机功率为2*30KW整定计算：Iz=Ie=1.15×60=70A 4、效验灵敏度：查表得电缆换算长度为14m， 查表得最远点短路电流Id(2)=3484A 因此K= Id(2)/ Iz2=3484/350=9.95>1.5 满足要求2）、副风机电流整定1、高爆型号：BGP49-150/6，该高爆开关控制中央变电所动变容量P=315KVA，高爆开关额定电流为150A，总负荷60KW。过载整定1）、过载整定值：Iz=Ie=60×0.12/150=0.05 过载整定为0.2倍2）、短路值整定：Idg=IQe+Ie=60×0.12×6+0.12×1=43.3A31.8/150=0.28倍 短路整定取最低值1.6倍2、馈电开关整定计算 型号为KBZ-200 1）过载整定：根据公式：IZ=Ie=1.15×P =60×1.15=69A取0.5倍。 2）短路整定：根据公式 IdIQe+KXIe=350A3、副风机开关型号为QBZ-120，风机功率为2*30KW整定计算：Iz=Ie=1.15×60=70A 4、效验灵敏度：查表得电缆换算长度为14m， 查表得最远点短路电流Id(2)=3484A 因此K= Id(2)/ Iz2=3484