1212综采工作面设计
第一章工作面地质概况
第一节工作面位臵及井上下关系
工作面名称1212综采工作面
地面标高1655.5-1629.2m 井下开采深度1150-1400m
地面相对位臵及建
筑物
地面位臵为石仙岩沟西北部山梁，地表均为山地森林覆盖区，无公路、建筑物、水体等。开采对地面设施无影响。
井下相对位臵及掘进时对地面设施的
影响
1212综采工作面：南部间隔30米为1210采空区；东部为北采区运输、回风巷；北部为实体煤，距法定边界最近处50米；西部距矿界线最近点30米。
整体位于井田西北部。因地表为山地森林所覆盖，无公路、建筑物、水体等，开采对地面设施无影响。
走向西南-东北走向长186m 倾向西-东倾向长1860 m
本工作面可采长度1830米，工作面长186米，可采储量106.9746万吨。
第二节煤层
本工作面设计开采煤层为3上层煤，该煤层位于太原组下段的顶部，通过地质资料分析和两顺槽、切眼掘进证实，该工作面范围内，煤层赋存稳定，煤厚变化不大，厚度2.2～2.6m，均厚2.4m，9号和10号煤之间夹一层0.1m厚的泥岩层，9+10＃煤为中灰、高硫特低磷、发热量高的贫瘦煤，是较好的动力用煤；主要物理性质：黑色、强玻
璃状光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状与参差状断口，性脆，裂隙较发育。
第三节煤层顶底板
9+10#煤层顶板为K2石灰岩,灰色,厚层状,质坚硬,性脆，一般含有燧石层及透镜体。厚度为2.50～10.00m，平均厚7.05m。抗压强度29.5～136.6MPa,均值32.2～53.9 MPa;抗拉强度0.85～4.70 MPa,
均值3.30～4.10 MPa;抗剪强度4.54～12.35 MPa，均值5.87～10.82 MPa,为难冒落的坚硬顶板。局部K2石灰岩与煤层之间夹1.0～1.4米的黑色泥岩层（俗称“小青顶”），极不稳定，易垮落。
9+10号煤层上部分布有2号煤层和6号煤层。2号煤层距9+10号煤层60.85～99.86m，平均80.35m，煤层厚度0.00～1.18m，平均0.63m，含0～1夹矸，结构简单。顶板岩性以粉砂岩为主，底板以泥岩、粉砂岩。6号煤层位距9+10煤层49.05～64.36m，平均58.18m，煤层厚度0.60～1.68m，平均1.07m，含0～1夹矸，结构简单，顶板为黑色粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。
9+10#煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩，厚度为8m。当底板为粉砂岩时，抗压强度为54.5～73.8 MPa,均值66.5 MPa, 抗拉强度3.04～4.65 MPa, 均值3.64 MPa;抗剪强度5.366～5.73 MPa,均值5.50MPa。
第四节地质构造
切眼处煤层现状：工作面起初切眼呈运输顺槽处低、回风顺槽处高（机头低、机尾高），平均倾角8°；在推进到1500米时会变为平
缓，平均倾角<7°；1000米时会呈回风顺槽低，运输顺槽较高，平均倾角-8°
工作面煤层赋存状况：工作面整体倾向呈“V”型，运输与回风顺槽从入口起110米处属黄背岭向斜构造，较为宽缓。工作面自向斜构造以西呈上坡，西东倾向，倾角平均12°；1860米～1600米属于缓倾斜俯采煤层，倾角平均在－8°；1600米～200米呈倾斜俯采，倾角平均在-12°；200米至停采线呈近水平，倾角<7°。
断层分布情况：根据两巷出露显现，有长度、落差不同的14条断层构造。其中以回风顺槽780、1020米处的正断层、落差1.8和2.5米，13000米处的逆断层、落差5.0米；运输顺槽1240米的逆断层、落差4.0米，1380m处的正断层、落差在1.3米；其余地段落差均小于1.0米，经过断层地段将会影响安全与生产，根据实际概况及时制定专项安全技术措施。
陷落柱状况：⑴根据巷道煤层揭露情况及物探结果分析：工作面回风顺槽1530米～1600米处有“无炭柱”构造，已掘进绕道避开无炭柱。⑵在运输顺槽的北帮800-810米出露有10米长的“陷落柱”构造。经过该地段时据情制定相应专项安全措施。
根据运输、回风顺槽及切眼掘进所揭露情况来看，工作面共有14条落差较大的断层，2个陷落柱，具体产状见下表：
地质构造产状情况表
构造名称
方位
（°）
落差
（米）
性质
对开采影
响程度
工作面具体位置
F1 350 0.4 正断层影响不大运输巷400米处
F2 5 0.8 正断层影响不大运输巷500米处
F3 0 1.0 正断层影响不大运输巷625米处
F4 340 0.7 正断层影响不大运输巷680米处
F5 陷落柱影响很大运输巷800-810米处
F6340 4.0 逆断层影响很大运输巷1240米处
F7340 1.3 正断层影响不大运输巷1380米处
F80 0.7 正断层影响不大回风巷400米处
F9 35 0.4 正断层影响不大回风巷480米处
F10 0 1.2 正断层影响不大回风巷480米处
F11 75 1.8 正断层影响较大回风巷730米处
F12 350 2.5 正断层影响很大回风巷780米处
F13 82 2.0 正断层影响较大回风巷1020米处
F14 340 5.0 逆断层影响很大回风巷1300米处
F15 340 1.0 正断层影响不大回风巷1450米处
F16 陷落柱影响很大回风巷1530-1600米处
第五节水文地质情况
本工作面水文地质情况比较简单，主要为顶板K2石灰岩裂隙淋滴水，积水主要集于运输、回风顺槽各段的低凹处的小水仓内，根据涌水量观测资料，本工作面最大涌水量为0.33m3/h,正常涌水量为0.29/h。另一涌水点集中在运输巷200米与1210采空区联通的联络巷内，主要涌水为1210采空区渗水，经联络巷顶底板渗入运输巷内，该处的涌水量为1.5m3/h。
第六节影响回采的其他因素
煤层：具有爆炸危险性。
煤的自燃：自燃倾向性为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
瓦斯等级：为低瓦斯矿井，绝对CH4涌出量为5.5m3/min,相对CH4涌出量为5.66m3/t，绝对CO2涌出量为1.67m3/min，相对CO2涌出量为1.72m3/t。
第七节可采储量及服务年限
两顺槽全长1860米，开采长度1830米。，工作面长186米，煤层厚度2.4米，容重1.35t/m3，回采率97%，储量计算如下：可采储量：1830×186×2.4×1.35×97%=106.9746 (万t)
可采期还有：106.9746÷（0.6×3）=1016.8(天)
式中：0.6为循环进度，3为日循环数。
第二章采煤方法
第一节巷道布臵
本工作面巷道布臵较为简单，由运输顺槽、回风顺槽、切眼三部分组成。
运输顺槽（进风巷）、回风顺槽（回风巷）均沿倾向布臵、沿煤层掘进。两巷均采用锚杆（索）锚梁支护，巷道为矩形断面，两巷净宽4.0m，净高2.4m，净断面9.6m2。
巷道顶部锚杆采用ф20螺纹钢树脂锚杆长度2000mm, ф16圆钢锚梁长度3600mm进行支护，K2石灰岩坚硬顶板间排距为1.5m×1.3m，遇顶板变化时支护间距缩小为1.2～0.5m，同时使用锚索、锚杆混合支护，锚索采用ф18.7钢绞线锚索，长度3000mm、4000mm、6000mm。锚固剂采用Z2360型锚固剂。在局部遇断层带时又使用工字钢架棚进
行了补强支护，棚距1.0m。
巷道煤帮采用长1500mm玻璃钢锚杆、塑料网、ф14圆钢长度3000mm，进行护帮，支护间排距为0.9m×1.0m。
切眼沿走向布臵、沿煤层掘进。巷道为矩形断面，两巷净宽5.0m，净高2.6m，净断面13m2。顶、帮支护与两顺槽支护形式相同。
运输顺槽铺设两趟供水管路，一趟为3.0寸水管,专供工作面泵站及支架喷雾使用；一趟为3.0寸水管，每隔50m设一个三通阀门,供巷道与各转载点洒水。回风顺槽铺设一趟3.0寸水管,每隔50m设三通阀门,供巷道洒水使用。
运输顺槽用于进风、运煤、进出物料、行人。回风顺槽用于回风、进出物料、行人。切眼用于安装综采设备。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
该工作面采用倾向长壁综合机械化采煤法。
使用滚筒直径1.6m的双滚筒采煤机割煤，采高2.4m，后退式回采，全部垮落法管理顶板,割煤深度0.6m，循环进尺0.6m。采煤机上（下）行割煤，追机移架，即割煤→移架→端部割三角煤斜切进刀→推移运输机。
二、采煤方法：
1、采煤机进刀方式：
端部割三角煤斜切进刀，进刀距离为30米。附端部割三角煤斜切进刀示意图（以端尾为例）。
操作过程：①斜切进刀：采煤机从大溜机尾处向上牵引，利用大溜弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。②移机尾部分：采煤机后滚筒完全进入煤壁后，将采煤机后滚筒至机尾段的大溜推至煤壁，使大溜呈一条直线。③返刀：大溜移直后，将两个滚筒的上下位臵调换，往后返，向下割三角煤至割透端尾煤壁。
2、采煤机正常割煤：
割完三角煤以后，采用前滚筒在上部，后滚筒在下部的方式进入正常割煤状态。
3、落、装、运煤方式：
本面采用MG150/375-W型双滚筒液压牵引采煤机割煤。割煤时由采煤机螺旋叶片装入工作面运输机，少量煤在移工作面运输机时被铲煤板装入大溜内，运输机运煤至转载机和胶带运输机。
4、移架、推移运输机
移架：采用及时拉架方式，追机作业，正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒不超过4架；顶板破碎及片帮时可及时拉架或将伸缩梁伸出及采取拉超前架方法来控制顶板，拉架步距0.6m，并按照先移架、后移运输机的顺序进行。
推移运输机：移架后顺序推移运输机，自端部每次进刀后向上（下）割炭、跟机推移运输机，推移运输机滞后采煤机后滚筒12架，其中弯曲段长度不得小于15m，弯曲段要均匀过渡，推移运输机步距0.6m。严禁停机时进行推移运输机，防止大溜带回煤、发生压溜、卡溜、飘链事故。严禁由两头向中间推移运输机，以防损坏设备。
三、工作面正规循环生产能力
工作面长186米，平均采高2.4米，容重1.35t/m3，循环进度为0.6米，日循环进尺为1.8米，回采率97%。
工作面循环生产能力为
Q循环=0.6×186×2.4×1.35×97%=350.7(t)
工作面日产量为
L日=350.7×3=1052.1(t)
服务期限为
L月=1052.1×30=31563(t)
第三节设备选型设计
一、工作面刮板运输机选型、验算
1、工作面输送参数
运输长度L=186m,运输角度α=-8°,运输量Q=1052.1÷16=65.7 t/h
2、刮板运输机参数
刮板机型号SGZ630/320,运输量Q=500 t/h,链速V=1.17m/s,功率N=2×160KW，设计长度186m。
刮板链：中双链规格26×92-C，中部槽规格：长×宽×高=1250×590×263mm。
3、验算结果
Q刮=450＞Q生=65.7，可能满足生产需要。
二、顺槽转载机选型、验算
1、参数
运输长度L=25m,运输角度α=5°，运输量Q=65.7t/h。
2、选用转载机参数
型号：SZB730/75，输送量Q=500 t/h，长度25m，链速V=1.33 m/s，功率N=75KW，刮板链：边双链。
3、验算结果
根据选用转载机的性能参数得知，选用SZB730/75型转载机能满足使用要求。
三、顺槽皮带机选型、验算
1、参数
顺槽长1860m, 运输角度α=5°，运输量Q=65.7t/h。
2、皮带参数
型号：DSJ80/2×132,输送量：400 t/h，带速：2 m/s，带宽：800mm，
电机功率：2×132KW，输送长度：800m。
3、验算结果
根据选用皮带机的性能参数得知，选用两部DSJ80/2×132型皮带机能满足使用要求。
四、工作面采煤机选型、验算
1、工作面参数
工作面采用综采采煤，采高2.0-2.6m,煤层倾角0-8°。
2、采煤机参数
型号：MG150/375-V，采高范围：1.4-3.0m，截深：0.63m，滚筒直径：1.6m，倾角：＜30°，煤质适应中硬度，牵引方式：液压无链牵引，总功率：375KW，喷雾方式：内外喷雾，供电电压：660V。
3、验算结果
从以上技术参数可知，选用MG150/375-V型液压双滚筒采煤机能满足生产要求。
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架所需支护强度计算：
1、支架的最大高度
h max= H max+a =2.6+0.2=2.62m
式中：H max—煤层开采的最大高度，取2.6m，
a—考虑伪顶，煤顶接触薄皮层冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量；按：中厚煤层可取200mm，厚煤层可取300mm，薄煤层适当减小。取200mm。
2、支架的最小高度
h min= H min-s-g-e =2.0-0.2-0.1-0.1=1.6m
式中：Hmin—煤层开采的最小厚度；取2.0m。
S—顶板最大下沉量（一般取支架后排立柱处顶板的下沉量，可借鉴邻近工作面的观测资料选取，若无这方面资料，可按100-200毫米选取，I级老顶取大值，Ⅳ级老顶取小值。
e—支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于1.2米时，
取80-100毫米。
g—支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，一般取50-100毫米。
我们选择的支架支护高度为1.4-2.7m,能满足支撑高度要求。
3、支架的工作阻力及初撑力的校验
⑴根据采高及上覆岩层碎胀系数计算垮落带高度
M=ΣHi(L-1)=0 M=ΣHi(L-1) H K=ΣHi
2.7=ΣHi(1.2-1) H K=ΣHi=1
3.5m
Hi-上覆岩层第i分层厚度（m）；
M-煤层最高厚度，取最大采高2.7m;
L-上覆岩层第i分层的岩石碎胀系数,取1.2;
H K-理论垮落带高度(m)。
⑵根据垮落带高度计算支护强度
Pt= H K×γk×cosα=13.5×24.5×cos9ο=326.68KN/m2
式中：Pt-工作面支护强度，KN/m2；
H K-垮落带高度(m)；γk—顶板平均容重，24.5 KN/m3；
α—煤层倾角，取9ο。
所选支架支护强度为650 KN/m3，大于326.68KN/m2，满足支护要求。
4、对底板比压的确定
我矿的底板为泥岩或粉砂岩，当底板为为粉砂岩时，抗压强度为54.7-73.8MPa,大于支架的对底板比压（0.17-0.9 MPa）。
5、护帮板的选择
由于所采煤层厚度在2.0-2.6m之间，必须在割煤后及时打出支架设臵的护帮板，防止煤帮片帮。
综上所述，ZZ2800/14/27Z支架的初撑力、工作阻力、采高及防止片帮方面满足本面生产的需要，选择该架型是合适的。
ZZ2800/14/27Z型支架说明表
项目参数项目参数
支架型号ZZ2800/14/27Z 支护强度650KN
支撑高度1400
2700mm 泵站压力31.4Mpa
~
0.9Mpa
支架宽度1200-1340mm 对底板比压0.17
~支架中心距1250mm 伸缩梁形式内伸缩工作阻力2800KN 伸缩梁行程600mm
初撑力2525KN 整机重量7900kg
二、两端头及超前支柱的规格选择
1、端头用超前支柱的规格选择
⑴支柱最大高度计算：
Hmax=Mmax – c=2.6-0.1=2.5m
⑵支柱最小高度计算：
Hmin=Mmin–c-ΔSX-s=1.8-0.1-0.2-0.05=1.45m
式中：Hmax —工作面开采范围内的煤层最大采高，m;
Mmin —工作面开采范围内的煤层最小采高，m;
C —顶梁的厚度，c=0.1m;
ΔSX—顶板下沉量，ΔSX=ηMminL1=0.025×1.8×4.4=0.198m;取ΔSX=0.2m;（η—顶板下沉系数；L1—工作面顶板最大控顶距，取4.4m）
S —工作面顶板最大下沉量，取S=0.05m。
工作面端头选择支柱型号规格DW-25与 DW-28，最大高度2.5m 、
2.8m ，大于计算所需高度2.5m ；最小高度1.45m ，小于煤层最小采高
1.8m 。符合工作面使用的要求。
2、端头支柱参数确定。工作面顶板为2Ⅱ累计，利用估算法确定工作面的支护阻力。
⑴的支护强度p t :
P t =km ρ=7×2.4×25=420kPa
⑵支柱的有效支撑能力рE ：
P E =K E P A =0.8×300=240KN
⑶所需支护密度n ： n=
E P pt =240
420=1.75根/m 2 ⑷支柱的柱距a ： a=nb 1=175.11 ≈0.6m 考虑工作面的支护管理要求，选取工作面支柱柱距，取a=0.6m 。 式中k —采高厚度系数，工作面基本顶为Ⅱ级，取k=7；
m —工作面的平均采高，m=2.4m ；
ρ—工作面顶板岩石平均重度，这里取ρ=25KN/m 3;
k E —支柱有效支撑系数，单体液压支柱取k E =0.8；
P A —支柱的最大工作阻力，单体支柱最大工作阻力，P A =300kN;
b —工作面支柱排距，和工作面所选顶梁一致，这里b=1m 。
3、工作面两端头所需支柱、顶梁数量。
N=L N （a L ＋1）=4×（
6
.04＋1）=30根
式中L N—最大控顶距时支柱的排数，L N=4；
L—工作面两端头的长度，L=4m；
考虑支柱必须有备用量的要求，工作面端头须配备支柱35根，4米顶梁14根。超前支护每侧20米需21根4米钢梁，63根单体液压支柱；两侧共需42根4米钢梁，126根单体液压支柱。
三、泵站设备
乳化液泵站选用BRW250/31.5型泵站两台，乳化液箱规格型号为RX250/20A，主要动技术参数如下：公称压力31.5Mpa，公称流量250L/min,电机功率30KW。
喷雾泵选用BPW320/6.3（L）型两台，清水箱型号为SX-2500型，装备两泵一箱，输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。
第二节工作面顶板管理
本工作面顶板管理采用全部垮落法。
本工作面安设ZZ2800/14/27Z型掩护式液压支架151组，两端头空顶处使用单体液压支柱与3.6mπ型钢梁支护顶板。
一、支架最大、最小控顶距及放顶步距
最大控顶距：3324+600+340=4164mm;
最小控顶距：3224+340=3564mm。
放顶步距：600mm。
二、正常工作时期顶板支护方式：
采用追机移架的方法对顶板进行及时支护，在采煤机割煤后，先移支架，后移运输机，即：割煤→移架→顺移运输机。
顶板坚硬稳定时，采用及时移架少降快移一次到位的方式移架，正常移架滞后采煤机后滚筒4架，端面距不大于340mm。顶板破碎及过断层时，要紧跟采煤机前滚筒带压移架或超前移架控制顶板即：当发现片帮严重时，不等采煤机割煤就进行移架，再进行其它操作，工艺为：移架→割煤→移运输机。在移架后，若遇面前片帮要及时伸出伸缩梁护顶，减小端面空顶。
移架顺序为：
1、采煤机正常割煤时，滞后采煤机后滚筒4架移架，（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。
2、采煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。
3、在采煤机割煤时，超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后采煤机后滚筒3架，顺序将护帮板挑起。
支架操作顺序为：
收逼帮板、侧护板、升缩梁→落后柱→落前柱→移架→升紧前后立柱→升出升缩梁→升出帮板、侧护板→各手把复零位。
支护要求：
1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、一净、二畅通”的质量要求。
2、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过5米，防止长时间空顶。
3、工作面支架中心距为1.25m，其偏差不超过±100mm，支架歪斜不超过±5○，支架与运输机保持垂直，偏差小于5○，垂直顶底板
支撑，拉线移架，支架直线性偏差不得超过±50mm，支架与顶板最大仰俯角小于7○。
4、泵站压力不小于30MPa，支架系统压力不低于24MPa，前梁及顶梁接顶严密，受力状态良好，当支架上顶板冒高超过300mm时，应用木料接顶。
5、相邻支架不得有明显错茬（不超过顶梁侧护板高的2／3），支架不挤、不咬、不歪，支架间空隙不超过200mm。
6、工作面液压支架实行编号管理。
二、特殊时期的顶板管理
（一）、初采初次来压前的顶板管理：
从切眼掘进时所揭露的顶板情况为：切眼内均属坚硬稳定的石灰岩层。根据以往综采工作面回采推进情况来看，当工作面出现小青顶顶板破碎带时，工作面推进到15-20米时会出现顶板初次来压，若无小青顶时，工作面推进到20-25m时来压。顶板垮落厚度为3.6-5米，之后每隔20-25米会出现一次周期来压。
为此应做好以下工作：
1、初采来压前成立矿压观测小组，矿压组要在工作面设矿压观测点，实行现场连续观测，对两顺槽及端头的顶板情况天天抽查，并及时向矿初次来压和初次放顶领导小组预报顶板动态和顶板悬空情况，指导顶板管理工作，保证安全生产。
2、上、下顺槽超前支护的单体支柱初撑力不低于90KN，支在实底上，并穿铁鞋，防止来压时两顺槽支护达不到要求，必要时要加密
支护，加强支护强度。
3、工作面支架液压系统要有足够的压力（不低于24MPa），泵站系统压力不得低于30 MPa，乳化液浓度在3－5％范围内，支架支护状态良好，系统不渗不漏，安全阀满足要求。
4、按正规循环作业，尽量加快推进速度，尽可能的减小来压对回采的影响。
5、来压时要带压操作及时拉超前架，正确使用好伸缩梁、护帮板，对顶板及时支护，拉架时要做到少降快拉或擦顶移架。若出现片帮应及时伸出支架伸缩梁，用好护帮板，缩小面前空顶。
6、每班应指派专人对工作面及上、下顺槽支护情况进行巡回检查，发现情况及时向班长及安全指挥中心汇报。
7、采煤机司机必须割平顶、底板，调节好支架中心距，达到“三直、一平、两畅通”的要求。
8、初次来压前，行人在立柱与支架掩护梁间，刮板机机头、机尾及上下顺槽超前支护区不准人员停留。
9、初次来压期间工作面所有人员要注意安全，发现有来压情况影响安全时，立即停止作业，撤到安全地点。
10、初次来压时，工作面及顺槽均要清洗煤尘，防止老顶大面积垮落造成煤尘飞扬引起更大的灾害。根据来压情况，各岗位工作人员应随时停止设备运转，切断工作面供电电源。
11、工作面初次来压之前，采高保持在 2.4-2.6m，工作面所有人员作业过程中要时刻注意顶板来压情况，一旦发现有异常声响，要
立即躲在支架行走间，同时抓紧支架液管。
12、通风科必须派专职瓦检员跟面作业，监测工作面通风与瓦斯情况，发现问题及时处理。
13、安全科要把工作面初次来压作为监督检查的重点，安全员配合综采队做好安全检查工作。
14、在工作面初次来压前，必须在工作面入口处设栅栏悬挂“闲人免进”牌，来压前严禁非作业人员进入工作面进行参观。
15、严禁任何人进入支架后方的采空区内停留或作业。
16、初次来压前，每班必须安排管理人员跟班负责协调处理生产中的一切工作。
17、综采队要对所属职工进行初次来压顶板管理的预防知识贯彻学习，同时切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作，杜绝来压时顶板事故的发生。
（二）周期来压及日常顶板管理措施：
根据以往综采工作面的初次、周期来压情况来看，来压显现主要是顶板垮落时将采空区瓦斯涌出，导致瞬时上隅角瓦斯浓度升高，造成短时间停产。工作面初次、周期来压前，必须加强上下端头空档支护与超前支护，顶板破碎时采用带压移架，以免上下端头空档处发生冒顶事故。
1、成立顶板管理领导小组，由队长负责每周召开安全会议讨论施工现场顶板情况和顶板管理有关常识。
2、综采队长必须根据《作业规程》规定，并结合实际情况，将
顶板注意事项等向当班班长、班组成员交代清楚，同时要对全体职工进行顶板管理基础知识教育，切实抓好现场的安全管理和生产技术管理工作。
3、如发现顶板有异常情况时，应及时向有关领导汇报，并立即停止作业，采取措施处理。
4、工作面顶板无台阶下沉，架间或机道顶板冒落高度大于300mm 时要及时处理。
5、超前支护不少于20m，支柱要排成一条直线。
6、上、下出口与超前支护的单体支柱必须达到初撑力，支在实底上，防止来压时推到支柱。必要时要加密支护，加强支护强度。
7、组织严密，及时推进，尽量避免长时间的停产。
8、不论生产或检修过程中，必须及时支设护帮板。护帮板必须紧贴工作面煤壁。
9、采煤机司机要掌握好工作面顶、底板，保证顶、底平整，以便于支架接顶严实。
10、采煤机司机要与支架工相互配合作业，支架工保持拉架滞后采煤机后滚筒不超过4架。
11、工作面所有支架要保持完好状态，杜绝液压系统跑、冒、滴、漏现象，严禁支架自动卸液。
12、严禁留顶煤作业，一旦局部发生漏顶要采用道木或厚度适宜的木板充填进行控制。
13、工作面遇有其它地质构造时，要及时制定有关顶板方面的安
全技术措施。
（三）过断层及顶板破碎时的顶板管理：
工作面过断层期间（顶板破碎地段），要及时拉超前架伸出伸缩梁使用护帮板护帮，移架时配合铺铁丝网及木料控制顶板。断层落差在1.5米以上时补充措施。
（四）工作面及两端头放顶
采空区顶板管理采用自然垮落法管理顶板，如初采推进进度超过25米，顶板仍未初次来压时，或者两端头的悬顶面积超过2×5m 时，应停止推进采取人工强制放顶的方法进行放顶，具体放顶措施另行制定。
第三节顺槽及端头顶板管理
一、运输、回风顺槽的超前支护
1、支护说明：
运输、回风顺槽两巷超前支护均采用2.5（2.8）米单体液压支柱配合3.6米π型钢梁棚支护，超前支护长度不少于20m。
顺槽断层破碎带、架棚区及超高地段，工作面来压前应提前支护处理，超高地段打顶垛压料降低高度不大于2.7m。
2、支护密度：
垂直顺槽架设π型钢梁棚，“一梁三柱”式支护，石灰岩坚硬顶板时棚距1.0米，小青顶或顶板破碎地棚距0.5米，柱距1.6米（运输顺槽因有转载运输机可适当调整柱距）。
3、支护质量标准：
山西大同李家窑煤业有限责任公司82205工作面设计说明书 矿别: 李家窑煤业 单位: 生产技术科 工作面名称: 82205工作面 二〇一七年一月十日
目录 前言 (3) 第一章工作面概况及地质特征 (3) 第一节概况 (3) 第二节地质特征 (4) 第二章采煤方法、设备选型及巷道布置 (6) 第一节采煤方法及设备选型 (6) 第二节工作面巷道布置 (7) 第三章工作面生产能力及生产系统 (9) 第一节工作面生产能力 (9) 第二节生产系统 (10) 第三节机电设备及供电 (16) 第五章技术经济指标 (53) 第六章安全技术措施 (54)
前言 根据《采矿设计手册》、《综采技术手册》及《煤矿安全规程》等有关规定及要求，对82205综采工作面进行设计，该工作面位于我矿+1240m 水平一盘区，预计2017年8月15日采出。 第一章工作面概况及地质特征 第一节概况 一、工作面位置及地表概况 本矿井位于大同煤田南东部，大同市左云县东南26km，小京庄乡李家窑村南，行政区划隶属左云县小京庄乡，经济类型为集体所有制企业，其地理坐标为：东经112°44′41″～112°47′52″，北纬39°45′57″～39°48′18″。 井田东南距北同蒲铁路40km，并有小峪及峙峰山运煤专用线于宋家庄站与北同蒲铁路相接，宋家庄站至大同52km，与大秦铁路相连；南至朔州到太原长303km。另外北东有同煤集团王村矿至大同的运煤专线。井田北东有左（云）～吴（家窑）公路，往南东与大运高速公路相接，井田南东有岱（岳）～马（营）公路与大运也相连，另外井田内和周边均有简易公路与以上两条公路相连，交通较方便。 该矿东与峙峰山煤业有限公司相邻，西北与整合后的左云县长春兴煤矿相邻。南、北无其它煤矿开采。 二、工作面参数 82205工作面为22#煤层综采工作面，本采面北部为已采82203工作面，南部为82207设计采面，西部为22#煤层82204采面。 工作面标高：1302～1333.5m 工作面走向长度：890m
附件2: ***矿综采工作面供电设计 （一）综采工作面主要条件 该工作面属于3#煤层一盘区，平均煤层厚度5m，工作面长度225m,走向长度为2000m，平均倾角3-5度，采用一次采全高采煤工艺，可采最高煤层厚度5.5m，工作面采用三进两回布置方式。 矿井井下高压采用10KV供电，由西翼盘区变电所负责向该综采工作面供电，西翼盘区变电所双回10KV电源来自地面***110KV站815、816号盘，变电所高压设备采用BGp9L-10型高压隔爆开关，保护选用上海山源ZBT——11综合保护，盘区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二）设备选用 1、工作面设备 采煤机选用德国艾柯夫公司生产的SL500型采煤机，其额定功率1815KW，其中两台截割主电动机功率为750KW,额定电压为3300V；两台牵引电机功率为90KW,额定电压为460V;调高泵电机电压1000V，功率35KW，破碎机功率100KW，额定电压为3300V。两台主电动机同时起动。 工作面刮板输送机采用山西煤机厂制造的SGZ1000-Z×700型输送机，机头及机尾都采用额定功率为350/700KW的双速电机，额定电压为3300V。 2、顺槽设备
1）破碎机：采用山西煤机厂制造PCM-315型破碎机，其额定功率315KW,额定电压1140V。 2）转载机：采用山西煤机厂制造SZZ1200/315型转载机。其额定功率315KW,额定电压1140V。 3）顺槽带式输送机：采用**集团机电总厂生产的SSJ-140/250/3*400型输送机（1部），驱动电机额定功率3×400 KW,循环油泵电机额定功率3×18.5KW,冷却风扇电机额定功率3×5.5KV,抱闸油泵电机额定功率2×4KW,额定电压均为1140V，自动涨紧油泵电机额定功率12KW，卷带电机额定功率15KW,电压1140V。皮带机采用CST启动方式。 4）乳化液泵站：三泵二箱，乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW400/31.5型液泵，其额定功率250KW,额定电压1140V。 5）喷雾泵：采用无锡威顺生产的BPW516/13.2型（2台），其额定功率132KW,额定电压1140V。 3、其它设备 移动列车处安装JH2-18.5慢速绞车两部，用于移动列车牵引。绞车电机功率18.5KW,额定电压等级1140V；顺槽皮带机机头安装电磁除铁器一台，型号RCDC-25S，电机功率30KW,额定电压1140V；皮带顺槽巷采用2台15KW 排污泵临时排水，额定电压1140V；其余巷道排水设备及水仓处固定离心泵就近接取电源或另设移动变电站供电。 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定
. . . . 辽源职业技术学院 煤矿机电设备选型设计题目：综采工作面供电系统设计 .. .. ..
毕业设计（论文）原创性声明和使用授权说明 原创性声明 本人重承诺：所呈交的毕业设计（论文），是我个人在指导教师的指导下进行的研究工作及取得的成果。尽我所知，除文中特别加以标注和致的地方外，不包含其他人或组织已经发表或公布过的研究成果，也不包含我为获得及其它教育机构的学位或学历而使用过的材料。对本研究提供过帮助和做出过贡献的个人或集体，均已在文中作了明确的说明并表示了意。 作者签名：日期： 指导教师签名：日期： 使用授权说明 本人完全了解大学关于收集、保存、使用毕业设计（论文）的规定，即：按照学校要求提交毕业设计（论文）的印刷本和电子版本；学校有权保存毕业设计（论文）的印刷本和电子版，并提供目录检索与阅览服务；学校可以采用影印、缩印、数字化或其它复制手段保存论文；在不以赢利为目的前提下，学校可以公布论文的部分或全部容。 作者签名：日期：
学位论文原创性声明 本人重声明：所呈交的论文是本人在导师的指导下独立进行研究所取得的研究成果。除了文中特别加以标注引用的容外，本论文不包含任何其他个人或集体已经发表或撰写的成果作品。对本文的研究做出重要贡献的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。本人完全意识到本声明的法律后果由本人承担。 作者签名：日期：年月日 学位论文使用授权书 本学位论文作者完全了解学校有关保留、使用学位论文的规定，同意学校保留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版，允许论文被查阅和借阅。本人授权大学可以将本学位论文的全部或部分容编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和汇编本学位论文。 涉密论文按学校规定处理。 作者签名：日期：年月日 导师签名：日期：年月日
8203对拉采煤工作面设 计说明书 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 工作面位于+214水平东翼+250-+160m标高段，东部以8203E工作面风巷为界，西以8201E工作面风巷为界，南部+230东翼回风巷为界，北部为井田边界。工作面底板标高为+175m，最低标高为+160m，工作面走向长245m，倾向长平均840m，可采面积为205800m2。 该工作面对应地面位置为：羊儿坡、半边街，地表为丘陵地带，无大型建筑物，地面标高在+450-530m之间。 二、煤层赋存情况 煤层走向75-85°之间，倾向345-355°之间，倾角4-6°之间，平均倾角5°。该煤层为复杂结构，以双层结构为主,由2－4个分煤层组成，纯煤厚度0.3－0.67m，由1－3层夹矸组成，夹矸厚度0.04－0.33m。根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，工作面煤层最大厚度为0.6m，最小厚度为0.3m，平均厚度为 0.45m，煤层厚度基本稳定。 三、地质构造 该工作面地质构造为单斜构造，从揭露出来的巷道及开切眼来看均无断层出现，因此估计该对拉工作面在开采过程中不会遇到断层；只是局部煤层有变薄的现象。 四、顶底板岩性 顶板为黑色、深灰色页状粘土岩,质软,底部含砂质,富有植物化石碎片,煤层与顶板多呈直接接触,个别地段有0.03—0.12m厚的含黑色高炭质粘土岩伪顶与煤层呈过渡接
触,间有微冲刷接触的。 底板为K8与K7煤层相夹的一套沼泽相沉积物灰,以粘土岩为主，间夹0.3m的泥质粉砂岩或细砂岩透镜体,与煤层呈明显接触。 五、水文条件 本矿区位于犍乐煤田东翼，地层产状平缓，出露地层为：上三叠纪须家河组顶部，中下侏罗系沙溪庙组，岩层为碎屑岩类，含水性弱，区类气候温暖潮湿，常年降雨量1668mm，地貌属低山丘陵，矿井主要水源为顶板含水层充水、地表水等，井田水文地质属简单类型。煤层顶板上部有一若含水层，其上部至地表有多层隔水层。在掘进8201E 风巷时，未见顶板有淋水，估计在开采过程中不会受影响。 根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，预计在开采过程中不会受断层水的影响；该工作面无地质钻孔。工作面在开采过程中的洒水防尘后的积水，水量小，对开采影响小。 六、瓦斯 根据2010年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。二氧化碳相对涌出量为5.48 m3/t，绝对涌出量为1.936m3/min，属于高瓦斯矿井。由于该工作面的开采深度增加、规模扩大为普采、相似开采解放层、全部垮落法管理顶板，因此采用统计法进行预测：该工作面绝对瓦斯涌出量为1.3 m3/min，绝对涌出量为0.40 m3/min；同时，该工作面为W型通风，上隅角容易瓦斯超限，通风部门要加强通风管理。 七、地表情况 该工作面地面为荒坡，周围无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。 第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定 一、危险源分析 1、顶板 根据8201采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，但对巷道施工及回采无大的影响。 在回采过程中经过煤层薄化地段及其顶板破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，
煤矿综采工作面供电设计
————————————————————————————————作者：————————————————————————————————日期: ?
附件２: ＊＊*矿综采工作面供电设计 (一)综采工作面主要条件 该工作面属于3#煤层一盘区，平均煤层厚度5m,工作面长度２25m,走向长度为２０00m,平均倾角３-5度，采用一次采全高采煤工艺,可采最高煤层厚度5．5m，工作面采用三进两回布置方式。 矿井井下高压采用10KＶ供电，由西翼盘区变电所负责向该综采工作面供电,西翼盘区变电所双回10KV电源来自地面**＊110KV站8１５、８16号盘,变电所高压设备采用BGp9L-10型高压隔爆开关,保护选用上海山源ZBT——１1综合保护,盘区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二)设备选用 1、工作面设备 采煤机选用德国艾柯夫公司生产的ＳL500型采煤机,其额定功率18１5KW,其中两台截割主电动机功率为750KW,额定电压为3３00V;两台牵引电机功率为９0KW,额定电压为460V；调高泵电机电压１000V,功率３5KＷ，破碎机功率100KW，额定电压为330０Ｖ。两台主电动机同时起动。 工作面刮板输送机采用山西煤机厂制造的SGZ１000－Ｚ×700型输送机，机头及机尾都采用额定功率为350／700KW的双速电机,额定电压为3300Ｖ。 2、顺槽设备
１）破碎机:采用山西煤机厂制造PＣＭ-315型破碎机,其额定功率315KW,额定电压１14０V。 2)转载机:采用山西煤机厂制造SZZ1200／3１5型转载机。其额定功率315KＷ,额定电压11４0Ｖ。 3)顺槽带式输送机：采用**集团机电总厂生产的SSＪ-14０／250/３＊400型输送机（1部)，驱动电机额定功率3×40０ KW,循环油泵电机额定功率３×１８.５ＫW，冷却风扇电机额定功率3×５.5ＫＶ，抱闸油泵电机额定功率2×4KW,额定电压均为11４0Ｖ,自动涨紧油泵电机额定功率12KＷ,卷带电机额定功率15KW,电压114０V。皮带机采用CＳT启动方式。 4)乳化液泵站:三泵二箱,乳化液泵采用无锡威顺生产的BＲW400/3１.5型液泵，其额定功率250KW,额定电压114０Ｖ。 5）喷雾泵:采用无锡威顺生产的BPW516/１3.2型(2台）,其额定功率132KＷ,额定电压114０V。 3、其它设备 移动列车处安装JH2-１8．５慢速绞车两部，用于移动列车牵引。绞车电机功率1８.５KW,额定电压等级1140V;顺槽皮带机机头安装电磁除铁器一台,型号RCDC-２5S,电机功率3０KW，额定电压11４0Ｖ；皮带顺槽巷采用2台１５KW 排污泵临时排水，额定电压114０V；其余巷道排水设备及水仓处固定离心泵就近接取电源或另设移动变电站供电。 (三）工作面移动变电站及配电点位置的确定
842综采工作面供电设计说明书 一、工作面概述 842综采工作面是西四采区8层煤的一个综采工作面，总安装长度635米，其中切眼长145米，机巷长400米，溜斜长90米。工作面支护选用ZY3800/13/28型综采支架，采煤机选用MWG-300/700WD型，工作面车选用SGZ-764/2×315型。机巷安装SDJ-150P型皮带机一台、溜斜安装SGB-80T 型刮板机一台、转载机使用SZZ-764/160 型以及WRB-400/31.5型乳化泵站、通讯控制采用KTC-2 型。移变、乳化泵站、工作面设备控制开关设备集中安设在联巷设备硐室，这样可便于检修和管理，供电电源来自西四上部变电所。 二、移变容量计算 1、设备负荷统计 根据设备选型，负荷统计结果如下： 本系统供电设备额定功率之和为： ∑P=700＋160＋250＋110＋2×315＋2×75＋2×55＋2×55=2220KW 2、移变容量计算与选择 采区供电一般采用需用系数法，因自移支架且设备按一定顺序起动，故需
用系数为： 589.02220 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 查表综采面加权平均功率因数cos Ψdj 取0.7。 因此移变容量计算为： KVA P K S dj e X B 97.18677 .02220589.0cos =?=ψ∑?= 2、移变选择： 根据以上计算，选用两台移变负责该面供电，1140V 系统采用一台KSGZY-800/6型矿用移动变电站分别对转载机、破碎机、机巷刮板机、机巷皮带、溜斜刮板机进行供电。3300V 系统采用一台KSGZY-1600/6型矿用移动变电站对工作面输送机、乳化泵、采煤机进行供电。 容量验算如下： 1#移变KSGZY-800/6型(6/1.14KV)： 设备总功率：∑Pe=640KW 查表K X 取0.5，cosP dj 取0.7 故移变容量计算为：KVA P K S dj e X B 14.4577 .0640 5.0cos =?=ψ∑?= 因S B 457.14KV A ＜Se=800KV A ，该移变选择符合要求。 2#移变KSGZY-1600/6型(6/3.3KV): 需用系数：666.01580 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 设备总功率：∑P =700＋250＋2×315=1580KW 故移变容量为 KVA P K S dj e X B 86.15027 .01580 666.0cos =?=ψ∑?=
山西吕梁离石金晖荣泰煤业有限公司10102综采工作面供电设计说明书 设计：孟庆保 2011-6-21
10102综采工作面供电设计 （一）综采工作面主要条件 该工作面属于10#煤层一采区，平均煤层厚度3.3m，工作面长度180m,走向长度为1170m，平均倾角3-5度，采用一次采全高采煤工艺，可采最高煤层厚度3.5m。 矿井井下高压采用10KV供电，由采区变电所负责向该综采工作面供电。变电所高压设备采用PBG23-630/10Y型高压隔爆开关，保护选用常州市武进矿用设备厂GZB-ARM-911系列智能型高压数字式综合继电保护装置，采区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二）设备选用 1、工作面设备 采煤机选用山西太重煤机煤矿装备成套有限公司生产的MG300/730-WD型采煤机，其额定功率730KW，其中两台截割主电动机
功率为300KW,额定电压为1140V；两台牵引电机功率为55KW,额定电压为380V;调高泵电机电压1140V，功率20KW。 工作面刮板输送机中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SGZ764/630型输送机，机头及机尾都采用额定功率为160/315KW的双速电机，额定电压为1140V。 2、顺槽设备 1）破碎机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的PCM-110型破碎机，其额定功率110KW,额定电压1140V。 2）转载机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SZZ764/160型转载机。其额定功率160KW,额定电压1140V。 3）顺槽带式输送机：采用兖州市华泰机械公司制造的DSJ100/63/2*110型输送机（1部），驱动电机额定功率2×110 KW, 4）乳化液泵站：两泵一箱，乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW200/31.5型液泵，其额定功率125KW,额定电压1140V。 5）喷雾泵：采用无锡威顺生产的BPW315/6.3型（2台），其额定功率45KW,额定电压1140V。 3、其它设备 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定 工作面电源电压为10kV,来自井下中央变电所。根据用电设备的容量与布置，采用1140V电压等级供电，照明及保护控制电压采用127V。在临时变电所处设置移动变电站，为顺槽皮带机供电；在顺槽
第4章综采工作面供电设计计算 编写本章的目的在于正确地拟定综采工作面供电系统；正确地选择井下供电单元的变压器容量、控制开关、动力电缆；正确地计算、整定、调试继电保护装置。使供电系统安全，供配电设备容量合理，高低压开关保护装置动作灵敏可靠，既不误动又不拒动。掌握或了解低压供电系统的计算方法，对煤矿井下电气设备检修大有帮助。 4.1 供电设计计算概述 1. 设计依据 （1）综采工作面巷道布置、巷道尺寸及支护方式； （2）综采工作面地质、排水、通风、沼气情况； （3）综采工作面机电设备布置、作业过程、运输情况； （4）综采工作面机电设备容量、技术参数及性能； （5）作业制度。 （6）技术和经济指标 2. 设计要求 （1）应符合《煤矿安全规程》、《井下供电设计技术规定》和《煤炭工业设计规范》中的要求； （2）尽量选用定型的国产新产品 （3）应保证安全、可靠、经济、合理、技术先进。 3. 设计步骤 （1）根据地质条件、巷道布置、通风、机电设备容量、设备的分布情况确定移动变电站及工作面配电点的位置； （2）综采工作面用电设备负荷统计，确定移动变电站容量、型号、台数； （3）根据综采工作面设备的布置情况，拟定供电系统图； （4）选择高压配电装置和高压电缆； （5）选择低压电缆； （6）选择低压开关； （7）继电保护装置的整定计算； （8）绘制综采工作面供电系统图。 4.2 综采工作面供电系统负荷计算 1. 供电电压 综采工作面的供电电压可根据日生产能力、单机或双机最大容量、总装机容量来确定电压等级。参考范围见表4-1。 表4-1 综采工作面电压等级使用范围 应符合下列要求：高压，不超过10kV；低压，不超过1140V；照明、信号、电话和手持式电气设备的供电额定电压，不超过127V；远距离控制线路的额定电压，不超过36V；采区
贵州五轮山煤业有限公司1803综采工作面供电设计 编制人： 编制单位：综采办公室 编制时间：
审批人员签字 调度室：年月日技术部：年月日安监部：年月日机电部：年月日综采办：年月日副总工程师：年月日批准人：年月日
一、概述 1803工作面为走向长壁俯斜开采，运输顺槽平均坡度13°，最大坡度20°。采用固定、加移动电站方式布置，先期布置到1803运顺切眼以外100米处，以后设备列车通过JSDB-10型回柱绞车进行整体移动式下放，采用40T链条配合卡轨器分别固定到轨道上，三台移动变压器、2台乳化泵、2台喷雾泵及泵箱固定在8煤集中运输巷（1803运顺开口位置）。后期回采过程中，采用JSDB-10回柱绞车分次下放设备列车，直到工作面停采线以外。 二、供电系统 1）供电系统回路如下： 1、井下中央变电所—+1330m水平轨道大巷—8煤辅运巷—8煤集中运输巷—（10KV）移动变电站(1140V)—1803运输顺槽—组合开关—工作面设备。 2、工作面运顺胶带输送机供电由井下机车充电硐室单独敷设一条电缆。其供电回路为：井下机车充电硐室—+1330m水平轨道大巷—8煤辅运巷—8煤集中运输巷—1803运输顺槽胶带输送机 2）1803工作面综采设备装机总容量为2281KW，分为3台移动变电站供电。其中： 1#移动变电站设备总功率：1226KW。 2#移动变电站设备总功率：835KW。 3#移动变电站设备总功率：220KW 三、负荷统计及分配 （1）设备负荷统计表
（2）负荷分配情况 根据变压器容量，台数及设备的功率，大致分组如下： 1.KBSGZY—1600移动变电站 ●MG300/701－WD 采煤机 P e=2×300+2×45+11=701kw ●GRB315/ 1#乳化泵 P e=200kw ●KPB315/16 1#喷雾泵 P e=125kw ●SZZ764/200 转载机 P e=200KW ΣP=1226KW 2.KBSGZY—1000移动变电站 ●SGZ764/400 刮板输送机 P e=2×200=400KW ●PLM1000 破碎机 P e=110 kw ●GRB315/ 2#乳化泵 P e=200 kw ●KPB315/16 2#喷雾泵 P e=125kw ΣP=835KW 3.BSGZY—500移动变电站 ●DSJ80/40/2X55 皮带运输机 P e=55kw ●JSDB-8 涨紧绞车 P e= ●JSDB-8 涨紧绞车 P e= ΣP=235KW （3）变压器容量的验算 根据公式 S bj =K X ×ΣP/ COSφpj 式中， S bj ——所计算负荷总视在功率， KVA K X ——需用系数， K X =+∑Pe P S ——变压器所带负荷中最大电动机的功率，KW ∑Pe——变压器所带设备电动机的总功率， KW COSφ——变压器所带设备电力负荷的加权平均功率因数，取COSφpj=
一、负荷计算与变压器选择 工作面电力负荷计算是选择变压器和移动变电站台数、容量的依据，也是配电网络计算的依据之一。 1、负荷统计 按表1-1内容，把工作面的每一种负荷进行统计。 表1-1 工作面负荷统计表格式 平均功率因数计算公式： en e e en en e e e e pj P P P P P P ++++++=...cos ...cos cos cos 212211???? 加权平均效率计算公式：
en e e en en e e e e pj P P P P P P ++++++=......212211ηηηη 注：负荷统计表的设计参考北京博超公司的负荷统计表的设计 2、负荷计算 1）变压器需用容量b S 计算值为： pj e x b P K S ?cos ∑= ()KVA 2）单体支架各用电设备无一定顺序起动的一般机组工作面，按下式计算需用系数： ∑+=e x P P K max 714 .0286.0 3）自移式支架，各用电设备按一定顺序起动的机械化采煤工作面，按下式计算需用系数： ∑+=e x P P K max 6 .04.0 max P ——最大一台电动机功率，kw 。
井下其它用电设备需用系数及平均功率因数表
二、高压电缆选择计算和校验 1、按长时负荷电流选择电缆截面 长时负荷电流计算方法：pj pj e x e g U k P I η?cos 3103 ??= ∑ ∑e P ——高压电缆所带的设备额定功率之和kw ；（见变压器负荷统计中的结果） x k ——需用系数；计算和选取方法同前。（见变压器负荷统计中的结 果） e U ——高压电缆额定电压(V) V 10000、V 6000； pj ?cos ——加权平均功率因数； （见变压器负荷统计中的结果） pj η——加权平均效率。0.8-0.9 2、电缆截面的选择 选择要求是： g y I KI ≥ ―> 长时最大允许负荷电流应满足： K I I g y ≥，初步筛选出符合条件 的电缆 g I ——电缆的工作电流计算值，A ； y I ——环境温度为C o 25时电缆长时允许负荷电流，A ； K ——环境温度校正系数。
2127综采工作面开采设计说明书 1 工作面地质概况 2127工作面位于吕家屯村南约1公里处。井下位置：位于F19断层和主暗斜井延伸之间，西2123工作面650m，工作面运输巷紧靠近矿区边界线。该工作面周围无采动情况，工作面南侧有两条巷道，即二水平轨道下山和皮带下山。 2 工作面地质及水文地质情况 2.1 地质构造情况： 由于邢东矿下水平钻孔稀少，所以在2003年初在下水平搞了三维地震勘探，从首采区的地震资料来看可靠性不大，下水平地震资料可靠性怎样？有待揭露验证。 工作面涉及的断层共3条，以下列表说明： 2.2 工作面回采对地面建筑物的影响 2127工作面大部分储量在大色庄村庄保护煤柱内，通过矿与唐山研究院合作，计算得2127工作面在不同长度下回采完毕后对村庄的影响如下表所示：
说明： ⑴从水平变形来看，各个方案对大色村的影响均小于规程所指的Ⅰ级破坏。 ⑵Ⅰ级破坏：水平变形≤2.0mm/m；倾斜变形≤3.0mm/m；曲率变形≤0.2×10-3。 ⑶表中《2100及2300开采》是指2127、2125、2126及2321、2322、2323六个工作面全部开采对大色村影响的初步计算结果。（此时的2127面宽度约155m） 结论：2127工作面宽度可以取为150m，对大色村的地表破坏小于Ⅰ级破坏，因此可以正常回采，不用迁村。 2.3 煤层赋存及地质构造 2#煤层结构简单,厚度稳定(构造影响除外),煤层厚度来源于相关钻孔煤厚资料和主暗斜井算术平均值。 2#煤为深黑色,玻璃光泽,块状构造,节理发育,参差状断口,主要由亮煤组成,并夹有镜煤暗煤条带,属半光亮型煤.具有三低一高之特点,
陕西煤业化工集团孙家岔龙华矿业公司 30201综采工作面设计 编制单位：生产技术部 编制： 二〇一六年四月十日
目录 第一节工作面概况3 第二节地貌概况4 第三节煤层与围岩性质4 一、煤层性质 4 二、围岩性质 4 第四节水文地质5 一、水文地质条件5 二、回采期间涌水量预计方法及预计涌水量6 第五节影响采掘的其它地质因素7 一、瓦斯 7 二、煤尘 7 三、煤的自燃性7 第六节巷道布置及掘进安排7 第七节工作面布置及参数要求8 一、工作面的几何参数9 二、巷道的布置9 第八节工作面支护及设备选型11 一、工作面的支护11 二、输送机13 三、转载机13 四、破碎机14 五、液压支架 14 六、超前支架 16 七、顺槽输送机17 八、自移装置 17 九、阻化多用泵17 十、隔爆型潜污水电泵18 第九节容量计算19 一、工作面负荷统计19 二、变压器容量选定19 三、将胶带输送机和牵引绞车用一台变压器，编号为3#，其计算容量为：20第十节供电方式、供电设备及电缆选型配备20 一、供电方式及供电设备的确定20 二、工作面设备的电压等级21 三、综采工作面主要低压电缆的选择 21 第十一节生产系统23 一、回采运煤路线23 二、掘进运煤路线23 三、辅助运输 23 四、回采工艺 24 五、工作面工序安排24
六、回采方式 24 第十二节通风系统24 一、通风 24 第十三节安全技术措施26 一、一般规定 26 二、预防破碎性顶板安全技术措施29 三、“一通三防”及安全监测安全技术措施29 四、机电运输管理安全技术措施32 五、工作面处理大块煤（矸）安全措施34 六、工作面、上下端头出口防片帮、冒顶安全技术措施35 七、综采工作面使用供电安全技术措施39 二、作业前的准备40 三、设备操作及检修作业的安全技术措施41 四、大型设备起吊安全技术措施42 五、控制刮板输送机上下窜动时行人安全技术措施43 六、扶倒架、处理咬架安全技术措施45 七、工作面机头（尾）拉底、飘溜、起桥安全技术措施47 八、联巷、尾巷管理措施48 九、防止液管崩裂等设备误伤人措施 48 十、拉设备列车安全技术措施48 二、设备安全 50 三、人员安全 51 四、拉列车后续工作53 五、防跑车措施54 六、设备列车文明生产管理措施54 七、高空作业安全技术措施55 八、个人防护安全技术措施55 九、其它安全管理技术措施57 第十三节灾害预防及应急预案60 一、灾害预防 60 二、火灾防治 61 三、瓦斯防治 64 四、煤尘防治 65 五、顶板灾害防治66 六、灾害预防措施67
一、负荷计算与变压器选择 工作面电力负荷计算是选择变压器和移动变电站台数、容量的依据，也是配电网络计算的依据之一。 1、负荷统计 按表1-1内容，把工作面的每一种负荷进行统计。 平均功率因数计算公式： en e e en en e e e e pj P P P P P P + + ++ + + = ... cos ... cos cos cos 2 12 2 1 1 ?? ? ? 加权平均效率计算公式： en e e en en e e e e pj P P P P P P + + ++ + + = ...... 2 12 2 1 1η η η η 注：负荷统计表的设计参考北京博超公司的负荷统计表的设计
2、负荷计算 1）变压器需用容量 b S 计算值为： pj e x b P K S ?cos ∑= ()KVA 2）单体支架各用电设备无一定顺序起动的一般机组工作面，按下式计算需用系数： ∑+=e x P P K max 714 .0286.0 3）自移式支架，各用电设备按一定顺序起动的机械化采煤工作面，按下式计算需用系数： ∑+=e x P P K max 6 .04.0 max P ——最大一台电动机功率，kw 。
二、高压电缆选择计算和校验 1、按长时负荷电流选择电缆截面 长时负荷电流计算方法：pj pj e x e g U k P I η?cos 3103 ??= ∑ ∑e P ——高压电缆所带的设备额定功率之和kw ； （见变压器负荷统计中的结果） x k ——需用系数；计算和选取方法同前。（见变压器负荷统计中的结果） e U ——高压电缆额定电压(V) V 10000、V 6000； pj ?cos ——加权平均功率因数； （见变压器负荷统计中的结果） pj η——加权平均效率。0.8-0.9 2、电缆截面的选择 选择要求是： g y I KI ≥ ―> 长时最大允许负荷电流应满足： K I I g y ≥ ，初步筛选出符合条件的电缆 g I ——电缆的工作电流计算值，A ； y I ——环境温度为C o 25时电缆长时允许负荷电流，A ； K ——环境温度校正系数。 不同环境温度下的电缆载流量修正系数K
综采工作面供电系统设计 第一节供电系统设计要求 一、设计内容 1、设计依据 综采工作面巷道布置、巷道尺寸及支护方式；综采工作面地质、通风、排水、运输情况；综采工作面的技术和经济参数；综采工作面的作业制度；综采工作面机械设备性能、数据及布置。 2．设计内容 根据所设计综采工作面设备选型情况，选定移动变电站与各配电点位置；确定变压器容量、型号、台数；拟定综采工作面供电系统图；确定电缆型号、长度和截面；选择高低压开关；做继电保护的整定计算；绘制综采工作面供电系统图；造综采工作面供电设备表。 二、设计要求 设计应符合《煤矿安全规程》、《煤矿工业设计规范》和《煤矿井下供电设计技术规定》；设备应选用定型产品并尽量选用新产品和国产设备；设计要保证技术先进、经济合理、安全可靠。 三、供电设计有关规定 1、《煤矿安全规程》中的规定 严禁井下配电变压器中性点直接接地。 井下电气设备的选用，应符合表5—1要求。
表5—1 井下电气设备的选用 井下各级配电电压和各种电气设备的额定电压等级，应符合下列要求： （1）高压，不应超过10000V； （2）低压，不应超过1140V； （3）照明、手持电气设备的额定电压和电话和信号装置的额定供电电压，都不应超过127V； （4）远距离控制线路的额定电压，不应超过36V。 采区电气设备使用3300V供电时，必须制定专门的安全措施。 (国外采煤工作面供电电压已达5000V) 井下电力网的短路电流，不得超过其控制用的断路器的开断能力，并应校验电缆的热稳定性。 40kw及以上的电动机，应使用真空电磁起动器控制。 井下高压电动机、动力变压器的高压侧，应有短路、过负荷和欠电压释放保护。井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电
一、地质概况： （一）工作面位置、范围及井上下对照关系 工作面地面位置：位于许疃镇与集南王家附近，地表为季节性河流和农田。 该面位于82采区左翼第二区段，南侧为81采区7114工作面，北侧为82采区上山。上邻8221工作面（尚未开拓），下邻8225工作面（尚未开拓），顶部7123及7223工作面已回采完毕。 工作面概况：该面可采走向长600 m,倾斜长152m。总面积约91200 m2。工作面标高- 410.9～- 460.0m。 （二）煤层及围岩情况： 82煤层属二迭系下石盒子组，该煤层由亮煤和半亮煤组成，具有玻璃光泽，该工作面煤层厚度1.9～2.46米,平均2.18米,结构简单，赋存较稳定。倾角一般在4°～28°左右,平均16°,该煤层与上覆72煤层的层间距为8.95～16.23米，平均为15.78米，与下伏83煤层的层间距0.45～2.1米，距下部铝质泥岩约12.5米。 该工作面顶板为细砂岩，厚度平均为13.86m上部水平层理，浅灰色；中部灰白色细砂，以石英为主，局部含菱铁鲕粒，厚层状；下部灰白色，夹大量植物根部化石而呈波状层理。 该工作面直接底为泥岩，厚度平均为1.27m，灰色，富含植物根部化石，其下为83煤，玻璃光泽。老底为泥岩，厚度平均为4.6m灰色，靠上部较厚，部分地点略带褐色。 （三）地质构造情况：
根据三维勘探资料及72煤层回采的资料，该区域内共发育断层10条，其中三维地震勘探7条，7223回采揭露3条。对8223有一定影响的各断层参数如下： （四）水文地质情况： 本工作面的水文地质条件较简单。该工作面掘进施工时将会出现顶板滴，淋水等现象，对掘进工作面有一定影响。预计涌水量5～10t/h。 8223工作面位于7123工作面、7223工作面采空区下方，由于7123工作面、7223工作面老空区积水,将会对8223工作面掘进施工构成水害威胁。 掘进工作面的充水水源为82煤层顶板砂岩裂隙水及上覆7223老空区积水，特别是在断层等裂隙发育处，滴、淋水现象较严重。 （五）工作面瓦斯、煤尘及地温情况：
1212综采工作面设计 第一章工作面地质概况 第一节工作面位臵及井上下关系 工作面名称1212综采工作面 地面标高1655.5-1629.2m 井下开采深度1150-1400m 地面相对位臵及建 筑物 地面位臵为石仙岩沟西北部山梁，地表均为山地森林覆盖区，无公路、建筑物、水体等。开采对地面设施无影响。 井下相对位臵及掘进时对地面设施的 影响 1212综采工作面：南部间隔30米为1210采空区；东部为北采区运输、回风巷；北部为实体煤，距法定边界最近处50米；西部距矿界线最近点30米。 整体位于井田西北部。因地表为山地森林所覆盖，无公路、建筑物、水体等，开采对地面设施无影响。 走向西南-东北走向长186m 倾向西-东倾向长1860 m 本工作面可采长度1830米，工作面长186米，可采储量106.9746万吨。 第二节煤层 本工作面设计开采煤层为3上层煤，该煤层位于太原组下段的顶部，通过地质资料分析和两顺槽、切眼掘进证实，该工作面范围内，煤层赋存稳定，煤厚变化不大，厚度2.2～2.6m，均厚2.4m，9号和10号煤之间夹一层0.1m厚的泥岩层，9+10＃煤为中灰、高硫特低磷、发热量高的贫瘦煤，是较好的动力用煤；主要物理性质：黑色、强玻
璃状光泽，条带状结构，层状构造，阶梯状与参差状断口，性脆，裂隙较发育。 第三节煤层顶底板 9+10#煤层顶板为K2石灰岩,灰色,厚层状,质坚硬,性脆，一般含有燧石层及透镜体。厚度为2.50～10.00m，平均厚7.05m。抗压强度29.5～136.6MPa,均值32.2～53.9 MPa;抗拉强度0.85～4.70 MPa, 均值3.30～4.10 MPa;抗剪强度4.54～12.35 MPa，均值5.87～10.82 MPa,为难冒落的坚硬顶板。局部K2石灰岩与煤层之间夹1.0～1.4米的黑色泥岩层（俗称“小青顶”），极不稳定，易垮落。 9+10号煤层上部分布有2号煤层和6号煤层。2号煤层距9+10号煤层60.85～99.86m，平均80.35m，煤层厚度0.00～1.18m，平均0.63m，含0～1夹矸，结构简单。顶板岩性以粉砂岩为主，底板以泥岩、粉砂岩。6号煤层位距9+10煤层49.05～64.36m，平均58.18m，煤层厚度0.60～1.68m，平均1.07m，含0～1夹矸，结构简单，顶板为黑色粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。 9+10#煤层底板多为泥岩或黑色粉砂岩，有时为细砂岩，厚度为8m。当底板为粉砂岩时，抗压强度为54.5～73.8 MPa,均值66.5 MPa, 抗拉强度3.04～4.65 MPa, 均值3.64 MPa;抗剪强度5.366～5.73 MPa,均值5.50MPa。 第四节地质构造 切眼处煤层现状：工作面起初切眼呈运输顺槽处低、回风顺槽处高（机头低、机尾高），平均倾角8°；在推进到1500米时会变为平
8103综采供电设计 单位：机电科 整定时间：二零一九年一月
供电设计 设计审批计算人： 机电科： 机电副总： 机电矿长： 总工：
一、工作面概况与设备选型配置 1、8103切眼长度为240m，切眼与两顺槽成90°夹角，方位角为135°17′41″。切眼为矩形断面净宽7m，净高3m（沿煤层顶底板掘进）。 2、8103运输顺槽长度为1883m, 顺槽为矩形断面净宽5.0m，净高3.5m（沿煤层顶底板掘进），方位角为225°17′41″。采用锚杆+钢筋网+梯子梁+锚索联合支护，供回采工作面进风、行人、运煤。 3、8103辅运顺槽长度为1813m, 顺槽为矩形断面净宽5.0m，净高3.5m。方位角为225°17′41″。采用锚杆+钢筋网+梯子梁+锚索联合支护，供回采工作面回风、行人、运料。 4、8103综采工作面采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤方法，全部垮落法管理顶板。采用MG550/1220-WD型采煤机一台双向穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，按割煤—移架—推刮板输送机顺序进行，利用机组滚筒和输送机铲煤板将煤自行装入运输机，采用SGZ900/1050型双中心链可弯曲刮板输送机一部,支护利用ZY6800/18/38型液压支架。 8103运输顺槽采用SZZ900/315型转载机一部，配备PLM2200型破碎机一台和DSJ100/80/2*250型带式输送机一部负责原煤运输。 5、8103工作面两顺槽辅助设备配置： （1）8103运输顺槽为工作面配备BRW400/31.5型乳化泵两套，一用一备。为工作面配备BPW320-10M型喷雾泵两套，一用一备。工作面排水设备选用两台BQS50-100/5-45型潜水泵。（2）8103辅运顺槽排水设备选用BQS50-50/2-13/N型潜水泵一台。
一、概述： 51101工作面10KV电源来自中央变电所，工作面机巷走向长度1360米, 工作面采长200米，从由该工作面用电设备的容量与布置来看，该工作面3300V 及1140V用电设备应采用移动变电站方式供电，2台移动变电站和乳化液泵站放置51101机巷设备列车。 二、负荷统计： 三、移动变电站的选「择 工作面采用移动变电站方式供电。由中央变电所提供一路10K V电源, 分别供到一台1600KVA移动变电站（供工作面3300V采煤机）和另一台1600KVA移动变电站（供工作面刮板运输机、乳化液泵、喷雾泵和转载破碎机）和。高压电缆沿机巷敷设，2台放置在设备列车处。
根据供电系统拟定原则，选择两台移动变电站，其容量分别决定如下：1、移动变电站(T1)向930KW采煤机组供电，供电电压为3450V。 K ix=0.4+0.6(P ima>/ 艺Re)=0.4+0.6(400/930)=0.66 加权平均功率因数取cos? wm=0.7 S ib= 2 P ie K ix/cos ?wn=930X 0.66/0.7=874KVA 故移动变电站(T1)选用KBSGZY-1600/10/3.45干式变压器 S 1e=1600KVA> Sb=874KVA 满足工作需要 2、移动变电站(T2)向2*315KW运输机、250KV乳化液泵站、75KW喷雾泵站、 200KW转载机和160KW破碎机供电，供电电压为1140V,共计负荷1315KW K1x=0.286+0.714(P 1ma/ 2 Re)=0.286+0.714(630/1315)=0.628 加权平均功率因数取cos ? wm=0.7 S *=2 Re KMcos ?wm=1315X 0.628/0.7=1179KVA 故移动变电站(T2)选用KBSGZY-1600/10/1.2干式变压器 S 1e=1600KVA> Sb=1179KVA 满足工作需要 四、电气设备的选型 本次设计采用3300V 1140V两种电压等级，故所有选择的低压电器设备、电缆，均为千伏级。 根据煤矿井下电气设备选型原则，列表说明设备的控制开关选型配置情 况。
编号:MPG-回采工作面支护设计–2014-01-01 版本号:第二版 新疆阜康市磨盘沟煤矿 回采工作面支护专项设计及顶板管理安全技术措施 第一版发布时间：2014-01-01 第一版实施时间：2014-01-01至2014-12-31 阜康市磨盘沟煤矿生产办公室编制
磨盘沟煤矿回采工作面支护设计批准页
磨盘沟煤回采工作面支护设计批准页
目录 第一章概况.......................................... - 1 - 一、矿井概况...................................... - 1 - 二、工作面位置及井上下关系........................ - 2 - 三、煤层.......................................... - 3 - 四、煤层顶底板：.................................. - 3 - 五、水文地质...................................... - 4 - 六、地质构造...................................... - 4 - 八、储量及服务年限................................ - 5 - 第二章国内外现状及设计意义......................... - 5 - 一、国内外回采工作面控制现状...................... - 5 - （一）单体支护................................ - 6 - （二）综采液压支架支护......................... - 8 - 二、国内工作面顶板控制设计意义................... - 11 - 第三章、磨盘沟煤矿工作面布置概况.................... - 11 - 一、煤层顶底板概况............................... - 11 - 二、工作面生产概况............................... - 12 - 第四章工作面顶板控制设计........................... - 13 - 一、工作面超前支护设计........................... - 13 - （一）、超前支护方案确定....................... - 13 - （二）、超前支护参数与布置方式确定............. - 16 -