15105综采工作面放顶煤开采设计说明书（矿井生产能力90万吨）.doc

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1、山西东升阳胜煤业有限公司15105综采工作面放顶煤开采设计说明书（矿井生产能力90万吨/年）（报审稿）阳泉市煤炭设计室二O一O年三月图纸目录设计单位阳泉市煤炭设计室建设单位山西东升阳胜煤业有限公司项目名称15105作面开采设计设计能力90万吨/年序号图纸目录图号比例1矿区交通地理位置图示意2采掘工程平面图KC1001-126-011:20003采煤方法图KC1001-157-011:504工作面运输及排水系统图KC1001-124-01示意5工作面瓦斯监控系统图KC1001-174-01示意6工作面机械设备布置图KC1001-163-01示意7工作面防尘洒水系统图KC1001-845-01示意

2、8工作面避灾线路图KC1001-175-01示意9工作面供电系统图KC1001-261-01示意10工作面通风系统图KC1001-171-01示意11工作面通信系统图KC1001-261-02示意12工作面压风系统图KC1001-152-01示意13工作面瓦斯抽放系统图KC1001-173-01示意目 录前 言1第一章 矿井生产现状1第二章 工作面基本情况5第三章 采煤工艺13第四章 回采工作面装备19第五章 回采工作面主要系统21第六章 工作面通风系统与瓦斯监控24第七章 安全技术措施30第八章 技术经济48附录：一、设计委托书二、采矿许可证三、安全生产许可证四、生产许可证五、煤质检验报告六

3、、瓦斯等级鉴定前 言根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局下发的安监总煤行2008130号国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知、山西省煤炭工业局下发晋煤安发2008702号关于转发的通知和阳泉市煤炭工业局下发的阳煤政发2008116号关于认真贯彻落实的通知的文件精神，为切实加强煤矿放顶煤开采的安全管理，解决煤矿放顶煤开采工作面在瓦斯、水害、煤尘、顶板及其它方面的重大安全隐患，坚决遏制重特大事故，保证矿井安全生产，根据规程、规范和其它标准，受矿方委托，我室现特编制山西东升阳胜煤业有限公司15106综采放顶煤工作面开采设计。一、设计编制依据

4、1、阳泉市煤炭工业局下发的阳煤政发2008116号关于认真贯彻落实的通知文件。2、山西省国土资源厅下发的C1400002009111220046121号采矿许可证、山西煤矿安全监察局下发的（晋）MK安许证字2008D3143B1Y1安全生产许可证、山西省煤炭工业局下发的201403211880号煤炭生产许可证。3、该矿提供的生产现状资料。4、煤炭工业现行政策、规程、规范及法规等。二、设计的指导思想依据煤矿安全规程、煤炭工业设计规范和国家关于放顶煤开采安全管理的要求，对在放顶煤开采的生产过程中，结合其开采工艺的特殊性，重点解决工作面通风和防瓦斯、防火、防煤尘、防水、顶板管理等方面存在的漏洞，配备

5、必要的安全防护设施，制定与之相应的安全技术措施，安全管理措施到位。设计方案要充分体现出安全技术措施针对性强，安全可靠，简单实用，有效的防止事故发生，加大生产安全力度。三、工作面设计特点1、采煤方法：壁式放顶煤。2、回采工艺：综采。3、顶板管理：全部垮落法。4、运输方式：刮板输送机和胶带输送机接力运输。5、通风方式：“U+L”式通风。6、供电方式：低压供电，1140/660V。7、瓦斯排放：风排和抽放。四、存在主要问题及建议经调查，15105工作面主要存在的问题有：1、本工作面未经坑透，但据巷道掘进揭露，工作面靠近进风侧有较大无炭柱存在。2、工作面受构造影响，岩层稳定性不好，故在回采时要加强顶板

6、管理，防止滚帮煤伤人。3、工作面瓦斯涌出量大，因此在回采过程中要加强瓦斯管理。尤其要做好初采期间的瓦斯管理和工作面上隅角的瓦斯管理。第一章 矿井生产现状一、概述山西东升阳胜煤业有限公司为平定县国营煤炭企业，井口及工业场地位于平定县南阳胜村附近，距县城约14Km，交通条件极为便利。依据山西省国土资源厅颁发的C1400002009111220046121号采矿许可证，批准开采8#、15#两层煤，井田面积19.3278km2，设计生产能力为90万t/a，现开采15#一层煤。该矿现开拓方式为斜井开拓，利用三支井筒生产，其中主斜井为提升井，主要担负原煤提升兼进风任务，副斜井为材料井，主要担负材料、矸石和

7、人员升降，同时兼进风任务，另一支为回风斜井，主要担负回风任务，同时兼作安全出口。经过多年生产，井田内除小部分已开采外，其余均未采。现采掘工作面位于井田南部一采区内。二、矿井主要生产系统设备1、提升系统：（1）主井提升该矿主井采用胶带输送机提升，现安装DTL100/3021/2125型大倾角胶带输送机，胶带宽度为1000mm，配备电动机型号为YB450S-4型,N=2125kW，带速为1.6m/s。（2）副井提升副井提升采用双滚筒矿用绞车提升，安装设备为2JK2.5/20型，其主要技术特征为：滚筒直径2500mm，配套电动机为Y355M2-8型,N=200kW，钢丝绳选用67+NF型圆股钢丝绳，

8、每组串车5辆，矿车为1t标准矿车。2、井下运输井下主要大巷原煤采用两部胶带输送机接力运输，分别是DSJ100/80型一部，电机型号为YSB-110，N=160kW，带速为2.5m/s；DSJ80/40型一部，电机型号为DSB-40，N=240kW，带速为2.0m/s；材料运输采用SQ-80型无极绳绞车配合调度绞车接力运输，矿车采用1t标准矿车。3、排水设备该矿井排水系统采用井底集中一级机械排水方式，主排水泵选择MD155-676型三台，其中一台工作，一台备用，一台检修，具体技术参数如下：额定流量为75m3/h,扬程为402m，配套电机均为YB280M-2型，N=280kW，沿主井铺设两趟4寸无

9、缝钢管将水直接排至地面。4、通风设备矿井现安装主要通风机FBCDZ-26两台，其中一台工作，一台备用，主要技术特征为：Q=90-200m3/s，H=1060-3990Pa，电机为YBFe450L2-8型，N=2315kW。现矿井总进风量6339m3/min。5、采煤方法采煤方法为壁式放顶煤，回采工艺为综采，采煤机为MG250/600-AWD型，N=250kW，回采工作面支架为ZF4000-17/28型，端头采用ZFG4800-18/29型过渡支架，顶板管理方式为全部垮落法。6、供电、通信及安全监测监控供电电源矿井现为双回路供电系统，主电源接线于陈家庄降压站供给矿井的35kV供电线路，架空线为L

10、GJ-3120型钢芯铝铰线，长度为6.8km，备用电源接线于陈家庄降压站不同母线供给矿井的35kV供电线路，架空线也为LGJ-3120型钢芯铝铰线，长度为7.1km。电压等级：地面高压6kV、低压380、220V井下高压6kV、井下低压1140V、660V、127V。井上下供电系统地面变电所现装备两台S9-5000/35/6型变压器，一台工作，一台备用，供全矿井上下生产用电。井下共装备2台KBSG-500/6型、1台KBSGZY-1000/6型、2台KBSG-315/6型供采掘工作面生产用电，井下采用6kV高压供电，下井电缆为YJV22-3120mm2型高压电缆，沿主斜井铺设两趟。通信矿井对外

11、利用平定县电信局程控电话通信联系，矿井生产调度联系选用HJD2000型程控交换机，供地面生产系统及井下通信联络，通信电缆为MHYVRP22型。地面各生产地点和井下均采用KTH-11型防爆型电话，数量为60部。安全监测监控该矿井现装备一套KJ70N型安全监测监控系统，共安装有18台分站，分站型号为KJ70N-F型，传输电缆为MHYVRP141/0.52型，并按规程规定配备了各类传感器。7、瓦斯抽放系统该矿为高瓦斯矿井，地面建有瓦斯抽放站，装备两台CBF410-2BV3型水环式真空泵，其中一台工作，一台备用，电机型号为YBK2-280M-4型，N=185kW，沿回风斜井铺设426mm无缝钢管，回风

12、大巷铺设219mm无缝钢管，高抽巷铺设219mm无缝钢管。8、矿井压风系统矿井现地面建有空压机房，装备三台空压机，其是:两台SA185A型(电机型号为Y315L-4，N=185kW)，一台SA250A型(电机型号为Y2-355M-4，N=250kW)，压风管采用150mm、100mm、50mm无缝钢管，分沿副斜井筒、轨道大巷和掘进顺槽巷道布置。三、其它开采技术条件1、瓦斯等级据2009年山西省煤炭工业局关于2008年度产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，该矿井15#煤层相对瓦斯涌出量为19.87m3/t，绝对瓦斯涌出量为35.99m3/min，属高瓦斯矿井，未出现瓦

13、斯与煤突出现象。2、煤尘爆炸危险性及煤的自燃性依据山西省煤炭工业局测试中心提供的检验报告知，15#煤火焰长度0mm,抑止煤尘爆炸最低岩粉用量为0%，无煤尘爆炸危险性；15#煤层吸氧量为1.4734cm3/g，自燃等级为级，倾向性质为不易自燃。第二章 工作面基本情况一、工作面的地质、水文地质条件1、地质构造15105工作面地面位置15#煤南翼一采区第二个工作面，其上部无农田、民房及其它建筑物。工作面所处地质构造为一北高南低的单斜构造，回风顺槽中部有一探明的陷落柱，进风顺心槽中部有1个陷落柱,无断层或其它构造，煤层倾角平缓，平均3-10左右，地质构造类型为简单型。15#煤层平均厚度6.0m，含一层

14、夹矸，厚0.2-0.6m，岩性多为炭质泥岩，伪顶为黑色泥岩，层理发育，致密性岩，随采随落，厚0.3-1.9m，直接顶为深灰色石灰岩，质纯，多呈块状结构，厚4.1-12.75m，老顶为灰白色砂岩，主要成分以石英为主，厚4.4-11.7m；直接底为黑色砂质泥岩，多呈层状结构，厚1.1-2m，老底为灰白色细砂岩，硅质胶结，厚3-8m。由地质报告知，15#煤层顶底板较稳定，易管理，属2级2类。2、水文地质（1）含水层根据各含水层的赋存特征分析，影响工作面安全开采的主要含水层是15#煤上部的太原组三层石灰岩含水层水。15#煤层顶板上部的太原组K2、K3和K4三层石灰岩含水层，属以顶板进水为主的岩溶裂隙充

15、水矿床，以静储量为主。其中K2灰岩为15#煤层直接顶板，厚度一般4-12m，节理裂隙及溶洞较发育，由地质报告提供的钻探资料知，单位涌水量0.007-2.00L/sm，渗透系数为0.053-15.8m/d，含水层强，补给条件好，开采过程中要予以重视。其它两组灰岩富水性较弱，对矿井开采影响不大。由于矿方目前无法提供上部已采煤层采空区详细资料，但考虑到本矿井煤层埋藏较浅，预计有一定的积水，设计建议矿方要加强勘探工作，其上部采空区积水范围和积水量要在作业规程中予以明确，并根据实际情况采取相应的防范措施。（2）涌水量预计根据以上充水性因素分析已采工作面开采实践经验，预计本工作面最大涌水量50m3/d，正

16、常涌水量25m3/d左右。二、15105号工作面基本参数1、工作面四邻关系15105工作面位于一采区开拓巷道以南,西部及南部为未掘动煤层,东部为矿界。2、面积及储量15105号工作面倾向长度800m，走向长度150m，面积120000m2。采用地质块段法进行15105回采工作面资源/储量估算，估算公式：Q=SMD=101万吨式中：Q资源量/储量，万t；S块段面积，k（m2）；M块段平均厚度，m；D视密度，t/m3。设计可采储量为101万吨，3、工作面服务年限工作面服务年限用下列公式计算：工作面设计可采储量为101万吨。T= Z采/ A 式中： T工作面服务年限，a；Z采工作面设计可采储量，10

17、1万t；A工作面年产量，74.2万t/a；按90万t/a的设计生产能力计算，工作面服务年限为1.36年。三、综采工作面生产能力综采工作面生产能力按下式计算：式中：Ac采煤工作面年生产能力，万t/a：l 采煤工作面平均长度，150m；h开采厚度，6mr原煤视密度，1.4t/m3；b采煤工作面平均日推进度，2.4m/d；n年工作日数，取330d；N正规循环作业系数，%；取0.8；C工作面回采率，93%；a采煤工作面平均个数，1个。AC15061.42.43300.9380%10-474.2(万t/a)。四、工作面巷道（一）巷道支护15105工作面共有四条巷道，采用“U+L”式布置，分别为运输顺槽、

18、回风顺槽、内错排瓦斯巷和高抽巷，其中专用排瓦斯巷为内错尾巷和高抽巷。1、运输顺槽主要担负工作面原煤运输和材料输送，为矩形巷道，巷道净宽4.4m，净高2.8m，净面积为12.32m2，采用W钢带、经纬网、锚杆、全锚索联合支护，顶锚杆选用202000mm型螺纹锚杆，帮锚杆选用202000mm型螺纹锚杆，加强锚索选用17.88300mm型，金属网规格为110m，排距为1000mm，沿煤层底板布置。2、回风顺槽主要担负工作面回风任务和材料输送，为矩形巷道，巷道宽4.0m，高2.8m，面积为11.2m2，采用钢带、锚杆、锚索及金属网联合支护，其型和规格同运输顺槽，排距为800mm，沿煤层底板布置。3、内

19、错瓦斯巷主要担负工作面瓦斯排放任务，位于回风顺槽中对中垂直间距25m，为矩形巷道，巷道宽3m，高2.5m，面积为7.5m2，采用钢带、锚杆、锚索及菱形网联合支护，其型号和规格同运输顺槽，且加强锚索支护布置为隔一锚一，排距为800mm，沿煤层顶板布置。4、12#煤高抽巷主要担负工作面邻近层瓦斯排放任务，位于回风顺槽内侧50m，为矩形巷道，巷道宽2.2m，高2.6m，面积为5.7m2，采用钢带、锚杆、锚索及金属网联合支护，其型和规格同运输顺槽，且锚杆和锚索联合支护布置为隔一锚一，排距为800mm，沿12#煤层顶板布置。各巷道支护详见巷道断面插图（二）支护要求1、顶锚杆和锚索采用MYT-120C型锚

20、杆钻机，帮锚杆采用ZM12D型煤电钻。2、顶锚杆锚固力不小于70kN，扭矩力不小于120Nm；帮锚杆锚固力不小于50kN，扭矩力不小于60Nm；锚索预紧力不小于120kN，锚固力不小于230kN。3、锚杆外露长度从托板算起不大于50mm。4、锚杆间距误差不超过0.1m。5、锚杆必须采用边掘边锚，即“掘一排，锚一排”，且必须是打起顶锚杆后，再打帮锚杆。6、顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网顺巷铺设。相邻网必须对接，每隔200mm用14号双股铅丝连接一道，拧紧不少于3圈。7、打锚索时严禁无水开钻，推力要适当，严防猛升造成钻杆折断。8、锚索施工滞后掘进工作面最大距离不超过10m，如遇顶板节理发育、松软、

21、压力大的地段时，要加密锚索布置，并及时支护。9、锚索预紧时，必须用电动泵或风动泵，严禁用手动泵。第三章 采煤工艺一、回采工艺（一）工艺简述矿井15#煤层采用壁式放顶煤一次采全高，双滚筒采煤机双向割煤，在工作面端部斜切进刀，往返一次进两刀，螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，刮板输送机运煤；液压支架支护顶板，回采工艺为综采，全部垮落法管理顶板。15105号工作面煤层厚度平均6.0 m，采煤机割底煤高度为2.4m，放顶煤高度为3.6m，采放比为1：1.5，采煤机滚筒截深为 0.6m，循环进尺为1.2m。（二）主要流程综采工艺主要流程为：采煤机斜切进刀割底煤、运煤移架推前部刮板机放顶煤推后部刮板机。工

22、作面在第二刀开始割煤后，随采随放。移架滞后于采煤机割煤，推移刮板输送机滞后于移架。1、采煤机进刀采煤机在两端头斜切进刀，进刀距离为25m，割透端头后，调换滚筒上下位置，改变采煤机牵引方向，随工作刮板机弯曲段切入煤壁。随后追机拉架，推移前部输送刮板机，过机头（尾），当采煤机斜切入煤壁后，停止割煤，调换滚筒上下位置，换向割煤，割透端头后，采煤机再次调换滚筒位置，换向牵引，空刀至进刀处正常割煤，随后拉架，推移机头（尾）和前部刮板机。2、割煤及运煤（1）采煤机司机要严格执行滚筒采煤机司机操作规程。（2）工作面割煤采用双滚筒采煤机双向割煤，往返一次进两刀，每刀进度为0.6m。（3）采高2.4m，必须沿煤

23、层底板割煤，不得割底板或留底煤。（4）正常情况下，牵引速度小于1.5m/s，如遇移架速度跟不上，必须减慢牵引速度或停止割煤，严禁超速或空顶作业。（5）采煤机运行中，正、副司机要配合好，看前滚筒的司机要注意支架及跨机头大梁，发现问题及时停机处理。（6）割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150毫米；长度在1米以下，最突出部分不超过200毫米）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50毫米。机头、机尾各10米要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。（7）采煤机割至距机头（尾）10m处，必须放慢割煤速度，并通知机头（尾）人

24、员撤到10m以外的安全地点。（8）底煤运输主要靠前部刮板机输送。3、移架（1）支加工严格按照液压支架工操作规定执行。（2）移架滞后采煤机滚筒3-5m进行，降架幅度控制在0.1-0.15m，遇顶板破碎时，尽量采用带压移架，移架前要调整支架放顶煤千斤顶，支架移出后，端面距应不大于0.3m。（3）支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50毫米。架间距要均匀，中心距偏差不超过100毫米。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的23），支架不挤不咬，架间空隙不大于200毫米。（4）支架升起后，必须保证严密接顶，如巷道超高应用勾木勾实。立柱应达到足够初撑力，顶梁

25、要伸平，不得出现顶梁载头或仰平。（5）移架操作顺序为：开喷雾水阀门降后立柱降前立柱移架升前立柱升后立柱关喷雾水阀门各手把回归零位。（6）端头支架由于受刮板输送机传动部影响，采用滞后移架，但必须将伸缩梁伸出，待机头（尾）过后，才能移架。（7）支架操作完毕后，必须把各手把打回零位。（8）移机头（尾）操作工艺顺序：割煤端头架伸缩梁回机头（尾）周围柱过前后机头（尾）移端头架。（9）移机头（尾）时应提前将机头（尾）周围有影响的支柱回掉，杂物清理干净。（10）采煤机割透两端重新拉顺25m处，待中间架全部拉出后，开始移机头（尾）。（11）前部刮板输送机机头（尾）用过渡液压支架推移，如有困难，可用顺槽回柱机及

26、首尾架推移千斤顶推移。4、推前部刮板输送机（1）刮板输送机工严格按刮板输送机司机操作规程执行。（2）推刮板输送机滞后采煤机15m左右，操作程序为：操作推移千斤手把，将刮板输送机推向煤壁，输送机出现弯曲时，要使弯曲段逐次向前移动，每次移动0.2m左右，分次均匀将刮板输送机推向煤壁。（3）输送机出现弯曲段时，弯曲段不少于15m。（4）推刮板输送机必须按顺序进行，不得由两头向中间推，如遇推不动，不得强行硬推，及时通知采煤机司机停止割煤，并将支架操作手把打回零位，等检查处理后，方可开机割煤。5、放顶煤（1）放煤步距及初次放煤距离放煤步距放煤步距经验公式：d=0.15h式中：d放煤步距，m h放煤高度，

27、取3.8m经计算，d=0.15h=0.153.8= 0.57m经实践证明，放顶煤步距为采煤机截煤深度的整数倍时，既可简化采煤工艺，方便作业，又可提高工作面回采率，降低含矸率，结合已采工作面开采经验，设计确定15102工作面放煤步距为1.2m，即采用割2刀放1次顶煤。初次放煤距离放顶煤工作面回采之初，为防止老顶突然来压对工作面造成威胁，设计确定初次放煤距离在5m以内，工作面只割底煤不放顶煤，直到初次来压后，再开始放顶煤。（2）放煤方式采用单轮间隔放煤方法，具体操作方法为隔一放一，单口放煤，即先放1、3、5架，再放2、4架，放完2、4架，再放5、7、9架，放完5、7、9架，再放6、8架，依次类推。

28、（3）放煤操作收回小插板，操作尾梁千斤顶，使尾梁收到适当位置，保证顶煤落入后刮板输送机中，可多次反复收尾梁，使大炭破碎，放煤结束后起尾梁，伸出小插板，对后部刮板输送机进行遮掩。另外，当放煤口出现1/3矸石时，即停止放煤。6、推后部刮板输送机放顶煤结束后，再推后部刮板输送机，其操作方法同前部刮板输送机。采煤工艺详见采煤方法图。二、循环方式本工作面15#煤采用壁式放顶煤一次采全高，工作面设计采高为6.0m，采用“两刀一放”追机作业，工作面沿底板推进，机头、机尾各10米随巷道顶底板平缓过渡。采煤机截深0.6m，循环进度1.2m。设计确定工作面采用三个班生产，即二班生产，一班检修，生产班进1个循环，采

29、煤机割日割4刀，日进2个循环。三、回采工作面顶板管理及支护15#煤层工作面顶板采用自然垮落法管理顶板。1、工作面支架布置形式工作面共布置93架ZF4000-17/28B型液压支架支护顶板，其中过渡液压支架6架，支架中心距1500mm，最大控顶距为4.68m，最小控顶距为4.05m，端面距为0.3m，拉架、推移刮板输送机均为本架操作。2、工作面端头支护 工作面端头采用3.8m型梁配DZ28-/28/100型单体液压支柱联合支护，支护时必须是一梁三柱迈步式支护，与顺槽超前支护支架间隙不大于0.5m，型梁间距不大于300mm，对间距不大于800mm,上下端头应在切顶排的顶梁末端处支设一排密集柱，柱距

30、为300mm。3、工作面超前支护超前支护范围为工作面煤壁线向外20m，支设一对长度为3.8m型钢梁，梁头错距为1.9m，梁距0.3m，一梁三柱顺巷抬棚。单体柱要打成一条直线，必须迎山有力，升紧打牢。运输顺槽：首先在钢带中间支设3.8m长的型钢梁，一梁三柱，再替换钢带，进度棚下用2.5m的单体柱，在顺槽内帮侧离开煤壁0.8m的沿线上支设顺巷台棚，在顺槽外帮侧离开煤壁紧靠转载机侧的沿线上支设顺巷台棚交替进行维护顶板。待超前支护大梁完全进入支架上方，用钢丝绳捆住大梁进行回撤，替换的钢带要及时运走。回风顺槽：在巷中进度棚下用2.5m的单体柱，在顺槽内帮侧离开进度棚腿0.6m的沿线上支设顺巷台棚，在顺槽

31、外帮侧离开煤壁0.3m的沿线上支设顺巷台棚交替进行维护顶板，待超前支护大梁完全进入支架上方，用钢丝绳捆住大梁进行回撤。4、工作面顶板压力观测矿井工作面现装备YTL60-1A型圆图压力记录仪，其安设方法：本工作面共布置五个测站，即在工作面18#架、36#架、54#架、72#架、90#架各设一个测站，每个支架安设一块圆图仪，监测支架的立柱工作阻力情况。圆图仪的检查记录和动态分析由兼职矿压记录人员负责，发现矿压显现异常要及时向生产技术室和队值班室汇报，并协助采取相应处理措施。第四章 回采工作面装备一、液压支架15105工作面现布置93架ZF4000-17/28型液压支架，其主要技术特征为：初撑力35

32、17kN，工作阻力4000kN，升降高度为1700-2800mm，长4320mm，宽1465mm,6架过渡液压支架，其主要技术特征为：初撑力3517kN，工作阻力4800 kN，升降高度为1700-2800mm，长4500mm，宽1465mm。考虑到该型支架已使用多年，设计仅对支护强度进行校核，而不作其它要求。液压支架所需承受阻力计算公式：P=89.8SMCOS其中：P支架承受的荷载，kN， S支架支护的顶板面积，取6.45m2， 顶板岩石视密度，取2.5t/m3 M采高，取2.2m 煤层倾角，取0经计算，P=89.86.452.52.21=2781.244000kN，满足要求。二、工作面采煤

33、设备该工作面现使用的采煤设备为MG250-AWD型无链牵引双滚筒采煤机，主要技术特征为：采高2.8-3.2m，两滚筒中心距6200mm，滚筒直径1.6m，截深0.6m，筒速39.81r/min，牵引方式为无链液压，牵引力350kN，牵引速度0-6m/s，电机型号为YBC-250型，功率250kW，使用电压等级1140V，喷雾灭尘方式为内、外喷雾。三、工作面原煤运输设备现15105综采面装备工作面刮板输送机和放顶煤刮板输送机各一部，均为SGZ-764/400双边链型，主要技术特征为：运输能力为800t/h，刮板链速为1.1m/s，电机功率2200KW，电压等级为1140V。四、其他辅助设备1、乳

34、化液泵为保证液压支架的升降，设计确定采用两台BRW250/31.5型的乳化液泵，一台工作，一台备用，主要技术特征为：公称流量250L/min，公称压力31.5MPa，电机功率160 kW，配套液箱为RX250/20A型，容积为2000L，公称压力为31.5MPa，公称流量250L/min，两泵一箱均设置在运输顺槽内距离工作面煤壁5080m的位置。2、喷雾泵为保证综采工作面的喷雾降尘、机电设备的冷却和消防，同时作为配制乳化液的水源，设计确定采用两台BRW320/6.3型喷雾泵，一台工作，一台备用，主要技术特征为：公称流量320L/min，公称压力10MPa，电机功率75 kW。3、回柱绞车为提高

35、综采工作面支架拆除和回收速度，设计确定15105工作面分别在运输和回风顺槽各配备一台JH-14型回柱绞车，其主要技术特征为：牵引力165kN，滚筒直径380mm，滚筒宽度387mm，钢丝绳直径21.5mm，平均绳速0.11m/s，容绳量120m，电动机功率为18.5kW。第五章 回采工作面主要系统一、原煤运输系统1原煤运输路线原煤由工作面前后两部SGZ-764/400型刮板输送机运输顺槽SZZ764/160型刮板输送机运输顺槽DSJ1000/125型胶带输送机15103煤仓一胶带大巷胶带输送机井底煤仓主井胶带输送机地面。2原煤运输设备（1）工作面刮板输送机：选用SGZ-764/400型，详见第

36、四章。（2）运输顺槽转载刮板输送机：选用SZZ764/160型，其主要技术特征为：运输生产能力150t/h，链速0.86m/s，电动机型号为DSB-40，电机功率160kW，电压等级660V，链破断力410kN，外形尺寸1500620180mm。（3）运输顺槽胶带输送机：选用DSJ1000/160钢架落地式可伸缩阻燃型，其主要技术特征为：带宽1000mm，运输生产能力630t/h，带速2m/s，电动机型号为JDSB-125，电机功率125kW，减速比24.64，液力偶合器型号为YL-500型，机头尺寸25391641mm，机尾尺寸1606678mm。二、运料系统1、材料运输线路地面副斜筒副井井

37、底车场一采区轨道大巷15105措施巷15105工作面回风顺槽工作面2、材料运输设备回风顺槽内材料运输设备为多台JD-11.4型调度绞车接力运输。三、防尘洒水系统水源由地面消防洒水池主斜井井底车场主要大巷一采区运输巷道15105工作面进风顺槽/回风顺槽工作面。工作面防尘洒水水源由顺槽内XPB250/5.5型喷雾泵提供。四、排水系统工作面采用两台MD25-303型小水泵进行排水，运输和回风顺槽各一台，N=15kW，排水管为D80mm两趟无缝钢管，临时水仓容积为50m3。工作面排水路线为：工作面积水工作面临时水仓一采区轨道巷主要轨道大巷井底水仓主斜井筒排出地面。为防止上组煤层未调查采空区或相邻采空区

38、的积水对工作面产生积水威胁，设计要求工作面在生产过程中， 必须坚持“预测预报、有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则进行探放水，同时配置探放水设备。设计确定工作面探放水设备选用两套ZDY-650型钻机，N=15kW，最大钻深150/100m，一台工作，一台备用。五、供液系统工作面供液设备两台BRW250/31.5型乳化液泵,其中一台工作,一台备用,现场配液:浓度3-5.泵站液箱配液-BRW250/31.5型乳化液泵加压-15105工作面运输顺槽51胶管-至工作面各用液点-15105工作面运输顺槽51胶管液箱.六、供电系统15105号放顶煤工作面设备分为三组供电,第一组为移动变电站，变压器为KBS

39、G-1000/6/1.14型，电压等级1.14kV，供采煤机、工作面前后两部刮板输送机及转载刮板输送机使用；第二组亦为移动变电站，变压器为KBSG-1000/6/0.69型，电压等级0.69kV，供运输顺槽胶带输送机、乳化泵、喷雾泵、回柱绞车、调度绞车、监控分站、小水泵、煤电钻综保及信号照明使用。第三组为KBSG-500/6/0.69型，电压等级0.69kV，供回风顺槽回柱绞车、调度绞车及小水泵等其它设备使用。移动变电站供电电源来自井底中央变电所。七、通讯、照明及信号系统1、照明：工作面首尾过渡架、工作面每间隔12米（8架）及设备列车处前后各设一盏支架照明灯，共12盏，进风转载溜头、皮带机头、

40、运输溜头各设安全防爆灯一盏，共3盏。2、信号：工作面机组、前工作溜、后工作溜用照明灯做联系信号，除此之外，还必须设有可靠的机组急停与照明急停，机组急停与前工作溜闭锁，照明急停装置与机组、前工作溜、后工作溜闭锁，工作面以外的运输系统任意相邻两部设备间，必须设置往返信号装置。3、通讯系统：要求转载溜头、皮带机头、回风巷超前100米处各设一部防爆电话与地面调度形成通讯系统。八、瓦斯监控系统1、分站（F）、开停传感器（K）、断电执行器（D）、甲烷传感器（T）的安设见监测监控系统布置图。2、监测、监控装置的电源由工作面移变配电点的被控开关一次侧提供。3、甲烷传感器T1、T2 、T3、T4、T5、T6和C

41、O、温度（t）传感器报警、断电、复电标准（瓦斯浓度%）如下表：报警断电复电T1、T21.01.51.0T3、T61.01.01.0T4、T52.52.52.5CO24PPmt30CO 、t、T1、T2、T3、T4、T5、T6断电范围：工作面内及回风巷中全部非本质安全型电气设备。开停、断电设备同时使用。一氧化碳传感器CO报警浓度24ppm，其与温度传感器安装位置监测监控系统布置图。4、F、D安设时应加垫支架，使其距巷道底板0.3米，分站、电源箱及配套设备一经安装，未经许可不得擅自移动。T应垂直悬挂，距顶板（顶梁）0.3米，距巷道侧0.2米。5、严格加强对监测、监控装置的管理，一旦造成丢失、损坏，

42、一经发现，则按有关规定赔偿处罚。6、与装置关联的电器设备、电源线及控制线由管辖范围的机电人员负责维护。在拆除时，必须与生产调度室、通风科和监控组取得联系，协同处理。检修与装置关联的电器设备，需要装置停止运行时，须经生产调度室、通风科同意，在制定安全技术措施并经总工程师批准后，方可进行检修。7、除瓦斯员、放炮员外，班组长及与装置关联的机电人员应对所管辖范围内的装置进行一次外观检查，发现问题及时汇报生产调度室，并协助监测队巡回检查人员进行现场处理。8、对需要经常移动的传感器及传输电缆，只允许班组长按规定移动，严禁他人乱动或擅自停用，否则追究停用者责任或班组、队组责任。9、每班在人员进入工作面之前，

43、班组长必须先检查传感器位置是否正确，若不正确及时移至正确位置，若瓦斯超限报警，全部人员必须撤至进风巷，只有在瓦斯浓度降到煤矿安全规程第136条141条规定之下，人工复电后方可进入工作面继续工作。10、工作面机尾喷雾装置悬挂高度要略低于传感器位置，以防传感器失灵，并设专人经常检查。第六章 工作面通风系统与瓦斯监控一、瓦斯涌出量1、矿井瓦斯等级据2009年山西省煤炭工业局关于2008年度产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，该矿井15#煤层相对瓦斯涌出量为19.87m3/t，绝对瓦斯涌出量为35.99m3/min，属高瓦斯矿井，未出现瓦斯与煤突出现象。2、回采工作面瓦斯涌

44、出量预测回采工作面瓦斯涌出量以2009年度矿井瓦斯鉴定数据为准。矿井绝对瓦斯涌出量35.99m3/min，其中采用地面抽放系统抽放瓦斯量为17.4m3min，风排瓦斯量18.59m3min。按回采工作面风排瓦斯涌出量占矿井风排瓦斯量的70%计算，则预计回采工作面风排绝对瓦斯涌出量13m3/min。二、工作面通风系统1、工作面通风系统15105工作面采用一进两回“U+L”型通风方式，新鲜风通过一采区轨道大巷、工作面运输巷至工作面；工作面乏风经工作面回风巷及尾巷至一采区回风巷到回风斜井。2、回采工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算（1）本煤层：Q绝QCH4% 10810.32%3.46m3/minQ

45、本q本K100 m3/min 3.461.8100623m3/min式中：Q本本煤层需要风量，m3/min q本本煤层瓦斯绝对涌出量， 5.96m3/min K瓦斯涌出不均衡系数，取值1.8（2）邻近层:按揭露12#煤层时的瓦斯量,同时考虑投放系统的抽放量,计算如下: Q绝QCH4% 4501.06%4.77m3/minQ邻q邻K100 m3/min 4.771.8100857m3/min式中：Q抽抽放巷需要风量，m3/min Q抽抽放巷瓦斯绝对涌出量，2.32 m3/min K瓦斯涌出不均衡系数，取值1.8采煤工作面配风量6238571480m3/min2、按工作面同时作业人员计算需要风量计算：Q=440=160 m3/min4每人每分钟供风量不少于4 m340工作面的最多人数根据以上计算工作面配风取第一种计算结果，1480m3/min。3、风速验算V= Q / 60S （