工作面地质机水文地质条件.doc

目 录 前言1 一、工作面概况1 二、工作面地质及水文地质条件2 1、地质构造2 2、顶板岩性及工程地质特征2 3、煤系上覆含、隔水层赋存情况2 4、基岩面控制程度及风化带深度3 5、矿井水文地质类型3 6、涌水量预计3 三、15113工作面设计方案4 1、防水煤柱留设4 2、巷道布置6 3、巷道支护形式及断面6 四、采煤方法及装备10 1、采煤方法10 2、工作面刮板机选型、验算11 3、顺槽转载机选型、验算11 4、顺槽皮带机选型、验算11 5、工作面采煤机选型12 6、工作面支架选型12 7、泵站设备选型14 8、 破碎机选型14 五、工作面支护及顶板管理方法14 六、储量、生产能力及经济评价14 1、储量14 2、工作制度14 3、生产能力15 4、经济评价15 七、工作面生产系统16 1、运煤系统16 2、运料系统16 3、通风系统17 4、瓦斯抽采系统18 5、防突设计19 6、供电系统20 八、工作面排水系统27 1、排水路线27 2、排水设备27 九、主要安全技术措施28 1、水灾预防28 2、片帮、冒顶事故的预防及处理措施29 3、火灾预防31 4、瓦斯、煤尘预防32 5、煤与瓦斯突出预防32 6、其它33 十、水害防治应急预案33 1、15113工作面回采水害抢险、营救、处理应急预案。33 2、矿井水害抢险、救灾应急预案38 十一、附图及附件38 39 前言 2007年2月11日，淮南矿业集团邀请有关专家对1511（3）工作面开采可行性进行论证，2007年12月，省经委组织有关专家对15113工作面含水层下开采设计进行论证，2008年3月12日，省经委下发“皖经煤炭函[2008]149号”文，对15113工作面含水层下开采设计进行批复，同意工作面留设最小防水煤柱为58m。 15113工作面2008年4月开始掘进，于2009年2月份贯通。 15113工作面在80m防水煤柱段内，煤层倾角预计为16，实际揭露煤层倾角为23，该段上风巷沿走向上由预计的3上山增大为5上山，造成上风巷最高点标高由设计时的-322m（顶板）提高到-311.5m顶板，对应基岩面标高为-265.5m，防水煤岩柱由设计时的58m缩小到46m。 15113上风巷在掘进中未出现淋水及出水现象。 一、工作面概况 15113工作面位于东三上山采区，西起东三13-1煤层回风上山，东至F39逆断层，北为13-1煤层实体段，南邻15213采空区（2007.10月收作）。15113工作面可采走向长度为1092m，倾斜宽为158m，可采面积172536m2，13-1煤层厚2.67～4.42m，可采储量约91.3万吨。13-1煤层产状为265～297∠7～23，平均倾角9。煤层顶部以片块状结构为主，底部以粉沫结构为主，煤层结构复杂，局部地段煤层底部含1～2层夹矸。上风巷顶板标高-311.5～-386.9m。 其中15113工作面西北部一三角块段防水煤柱小于80m，留设的最小防水煤柱为46m，对应基岩面标高-265.5m，煤层顶板标高-311.5m，面积约18646.4m2，占整个工作面可采面积的约11，煤厚约2.67～4.42m。防水煤柱小于80m块段控制采高为3.0m，可采出煤炭约7.9万吨。 13-1煤层为气煤，低磷特低硫，原煤发热量25～28MJ/Kg，是良好的动力用煤。 13-1煤层瓦斯自然含量为3.0～5.0 m3/t，处于突出威胁区，13-1煤尘具爆炸危险性，爆炸指数为37～40；煤层具有自燃发火性，发火期为3～6个月；地温28～30℃，地压一般。 本面对应地表主要为斜郢，泥河堤，泥河抽水泵站，塌陷区，农田水系。 二、工作面地质及水文地质条件 1、地质构造 工作面地质构造简单，整体呈一单斜构造，上风巷仅揭露4条正断层，最大落差为2m。根据工作面无线电坑透资料，收作线以西发育F114H0～5m正断层，对工作面回采段无影响。 2、顶板岩性及工程地质特征 本块段13-1煤层伪顶、直接顶为炭质泥岩及泥岩，厚1.16～3.77m，老顶为中细砂岩，厚3.93～6.43m，老顶之上主要为泥岩、14-1、14-2、15煤及花斑泥岩等软弱岩层，上部基岩风化带厚18.4～19.5m。上部风化带岩层、泥岩或花斑泥岩抗压强度一般小于20Mpa，砂质泥岩抗压强度一般为20～30Mpa，砂岩抗压强度为30～50Mpa。 3、煤系上覆含、隔水层赋存情况 本块段上覆第四系下部含水组砂砾层累计迭加厚度约35～38m，发育较稳定，主要由含泥砂砾及砂层组成，根据本块段附近V线水35孔抽水试验资料，单位涌水量q0.124～0.344L/s.m，渗透系数K0.792m/d，水位标高为-7～-8m，经长期水文长观孔观测，下含水位基本稳定，下部含水组与下伏基岩呈不整合接触，基本无粘土隔水层，是对提高回采上限开采造成威胁的主要含水体。 另外的水源为顶板砂岩裂隙水，砂岩裂隙发育地段可能含有一定量积水，局部砂岩裂隙含水层在砂岩露头处与第四系下含可能有一定水力联系。 根据潘一井田上覆新地层赋存特征，按三下规程界定水体采动等级为Ⅰ类。 4、基岩面控制程度及风化带深度 根据工作面及其附近11个钻孔资料，基岩面控制程度可靠。本块段对应基岩面东高西低，缓坡状地形，坡度约11‰，坡面平坦，无大的凸起或凹陷，基岩面标高约为-266.75～-262.59m。基岩风化带岩性主要由泥岩、花斑泥岩、砂质泥岩及粉细砂岩组成，颜色主要为灰黄色、和黄绿色，紫红色，风化带厚18.4～19.5m，风化带岩石遇水膨胀、崩解、泥化，不含水也不导水，是良好的隔水层，可以作为保护层一部分。 5、矿井水文地质类型 目前本矿主采B、C组煤层，灰岩含水层组对矿井暂不构成威胁；且主要为-530m水平下山开采，矿井主要水害威胁为煤层顶板砂岩裂隙含水、老塘老空积水；井田内外无废弃的老窑，无越界开采现象；矿井水文地质条件中等。 6、涌水量预计 工作面出水水源为顶板砂岩裂隙水，根据我矿14023工作面最大出水量35m3/h进行类比，工作面最大涌水量约50m3/h。 三、15113工作面设计方案 1、防水煤柱留设 1.1防水煤岩柱计算公式 本块段基岩风化带主要由泥岩、花斑泥岩、砂质泥岩及粉砂岩组成，颜色主要为褐红色、土黄色和浅绿色。据WⅢ-2基孔、Ⅸ－23孔资料，风化泥岩的塑性指数为10.5～15.3，不含水也不导水，是良好的隔水层，可以作为保护层考虑。按“三下”规程中防水煤柱留设规定，结合本块段风化带岩性特征，选用以下公式来计算最小防水煤岩柱高度。 式中Hsh---防水煤岩柱尺寸m HLi---导水裂缝带高度m Hb ---保护层厚度 1.2保护层厚度选取 煤层顶板主要由泥岩、14-1、14-2、15煤及花斑泥岩等软弱岩层组成，上部基岩风化带厚18.4～19.5m。顶板属软弱覆岩类型，取保护层厚度值为5A ，n为分层层数 1.3 防水煤柱计算 1 潘一矿经验公式 根据煤矿安全规程第七十八条建（构）筑物下、铁路下、水体下开采时，必须设立观测站，观测地表移动与变形，查明垮落带和导水裂缝带的高度以及水文地质条件变化等情况。取得实际资料，作为本地区建（构）筑物下、铁路下、水体下开采的科学依据。 表1 地面钻孔覆岩破坏导高和冒高探测值 矿别 工作面名称 钻孔编号 开采煤层 采厚 裂高 裂采比 防煤高 采煤方法 覆岩类型 潘一 14213 14-2 13-1 3 21.93 7.31 88.68 综采 软弱 潘一 14123 14-6 13-1 3.4 28.63 8.42 86.35 综采 软弱 潘一 140323 14-12 13-1 2.2 19.36 8.8 50.98 炮采 软弱 潘一 140213 14-11 13-1 2 17.61 8.81 55.32 炮采 软弱 潘一 14213 14-3 13-1 3 28.54 9.51 85.3 综采 软弱 根据潘一矿地面冒落孔资料分析 导水裂缝带高度 防水煤岩柱高度 式中Ｍ为采高，∑Ｍ为累计采厚，n为分层数 根据以上公式计算当采高Ｍ为3.0m时，防水煤柱Hsh高度为36.93～43.53m。 2 按“三下”规程计算公式 导高预计 计算公式之一 计算公式之二 式中∑Ｍ----累计采厚m 防水煤岩柱计算 本块段防水煤柱留设计算公式为 计算公式之一 计算公式之二 根据以上两公式计算防水煤岩柱高度结果如表13 表2 三下规程式 公式 累计采高∑M3.0m，分层层数n1 36.04.0m 37.3m 根据淮南矿业集团潘一矿15113工作面开采可行性方案设计及专家鉴定意见书，15113工作面可最小留设46m防水煤柱进行综采开采，防水煤柱内采高为3.0m，符合三下规程水体压煤开采条件。 2、巷道布置 15113工作面2008年4月开始掘进，于2009年2月份贯通。 具体巷道布置及参数如下 上风巷车场用途是15113工作面回采进料。施工顺序是在东三轨道上山内拨门，与东三13-1煤层回风上山贯通。 上风巷由上风巷车场拨门，按107方位施工1490m至切眼位置。上风巷上帮每隔150m设计一躲避硐室，深宽高2.02.02.0m，锚网支护。 下顺槽由15213上风巷拨门，以5845’方位施工8m后，按107方位向东施工1198m至切眼位置。 切眼设计长度158m，方位19，与上风巷、下顺槽贯通。 3、巷道支护形式及断面 ⑴ 上风巷 上风巷采用锚梁网支护，断面规格为4.22.8m，掘进断面为12.6 m2，净断面为11.7m2，其中外口42.9m无极绳车场采用锚梁网支护，断面规格为4.82.8m，掘进断面为14.3 m2，净断面为13.4m2。 ① 顶板支护 顶板支护结构采用锚索锚杆M5钢带金属网。顶板安装3根锚索，规格φ15.247500mm，间排距1900800 mm；2根锚杆，规格φ202500mm，间排距1900800 mm。 安装时，钢带压紧铁丝网，锚索（锚杆）穿过钢带中孔眼。 ② 巷帮支护 巷帮支护结构锚杆扁钢金属网。 巷道上帮布置5根锚杆，下帮布置3根锚杆，锚杆规格φ202500mm，锚杆间排距，上帮750800mm，下帮800800mm，矩形布置。 ③ 支护主要技术参数 断面形状斜矩形 巷道掘进断面宽高4.22.812.6 m2掘11.7 m2净； 顶板锚索φ15.247500mm； 锚索孔深7500mm； 锚索锚固长度1200mm； 锚索间排距1900800mm； 巷帮锚杆φ202500mm； 锚杆孔深2400mm； 锚杆锚固长度800mm； 锚杆间排距 1900800mm； 顶板钢带长度4200mm； 巷帮扁钢2000m2003mm） 巷帮金属网长宽2800950mm，采用10铁丝编织，网孔为5050mm菱形。 锚固剂规格Z2355，锚杆每孔2卷，锚索每孔3卷。 锚索锚固力≥200kN； 巷帮锚杆锚固力≥60kN； 锚杆破断力≥150kN； 树脂锚固剂粘结强度≥4Mpa； 锚索安装预紧力≥100kN； 帮部锚杆安装扭矩≥60Nm； ⑵ 下顺槽 下顺槽主要用途是回采运煤和进风，全部采用锚梁网支护，断面规格为4.42.8m，掘进断面为13.2 m2，净断面为12.3m2。 ① 顶板支护 顶板支护结构锚索锚杆M5钢带金属网 根据巷道顶板围岩结构，锚索长度取7.5m，锚杆长度取2.5m较合理。巷道断面内共布置3根锚索，2根锚杆，安装时，钢带压紧金属网，锚杆、锚索穿过钢带中孔眼。 ② 巷帮支护 巷帮支护结构锚杆扁钢金属网。 巷道上布置5根锚杆，下帮3根锚杆，锚杆规格为直径长度φ202500mm，锚杆间排距，上帮750800mm，下帮800800mm，矩形布置。 ③ 支护主要技术参数 断面形状斜矩形 巷道掘进断面宽高4.42.813.2 m2 掘 12.3m2 净 顶板锚索φ15.247500mm 顶板锚杆φ202500mm 锚索锚固长度1200mm 锚索排距800mm 巷帮锚杆φ202500mm 锚杆锚固长度800mm 锚杆间排距顶板2000800mm；上帮750800mm；下帮800800mm 顶板钢带长度4400mm； 巷帮扁钢2000m2003mm） 顶板金属网长宽4400950mm，采用10铁丝编织，网孔为5050mm菱形。 巷帮金属网长宽2800950mm，采用10铁丝编织，网孔为5050mm菱形。 锚索锚固力≥200kN 锚杆锚固力≥100kN 锚杆破断力≥150kN 树脂锚固剂粘结强度≥4MPa 锚索安装预紧力100kN 锚杆安装扭矩250Nm ⑶ 切眼切眼采用锚梁网支护，掘进断面为12.0m2，净断面为11.2m2。 ① 顶板支护 顶板支护结构锚索锚杆12槽钢梁金属网。 根据巷道顶板围岩结构，锚索长度取7.5m，锚杆长度取2.5m。巷道断面内共布置3根锚索，2根锚杆，安装时，钢筋梯子梁压紧金属网，锚杆、锚索压紧钢筋梯子梁。 ② 巷帮支护 巷帮支护结构锚杆扁钢金属网。 巷道两帮各布置4根锚杆，锚杆规格为φ202500mm，间排距800800mm，矩形布置。安装时，扁钢平行巷道顶底板，并压紧金属网，锚杆压紧扁钢。 ③ 支护主要技术参数 断面形状矩形 巷道掘进断面宽高4.02.812.0 m2掘 11.2m2净 顶板锚索φ15.247500mm 顶板锚杆φ202500mm 锚索锚固长度1200mm 锚索排距 800mm 巷帮锚杆φ202500mm 锚杆锚固长度800mm 锚杆间排距顶板1700800mm；巷帮800800mm； 顶板金属网长宽3400950mm，采用10铁丝编织，网孔为5050mm菱形。 巷帮金属网长宽2300950mm，采用10铁丝编织，网孔为5050mm菱形。 锚索锚固力≥200kN 锚杆锚固力≥100kN 锚杆破断力≥150kN 树脂锚固剂粘结强度≥4MPa 锚索安装预紧力100kN 锚杆安装扭矩250Nm 四、采煤方法及装备 1、采煤方法 走向长壁区内后退一次采全高全部垮落综合机械化采煤法，80m防水煤柱内控制采高3.0m以下。 2、工作面刮板机选型、验算 ⑴ 工作面参数 运输长度 L 160m，运输角度 a－4，运输量 Qq1200t/h。 ⑵ 刮板机参数 刮板机型号SGZ-1000/2700，输送量 Q 2500t/h，链速 V 1.28m/s， 功率 N 2*700kw。设计长度160m。 刮板链中双链Φ42146，链条总破断力 Sp2220KN。 ⑶ 输送能力验算 Ｑ3600FΨγv3600*0.36*0.9*0.9*1.281344t/h 式中Ｑ刮板机输送能力，t/h F中部槽断面积，m2 Ψ中部槽装满系数 γ煤的松散密度 v刮板机链速 故选用SGZ-1000/2700型刮板输送机能满足运煤要求。 3、顺槽转载机选型、验算 ⑴ 参数 运输长度 L 40m，运输角度 a 0，运输量 Qq 1200t/h。 ⑵ 选用转载机参数 型号SZZ1000/400，输送量 Q 2600t/h，设计长度 45m 链速 V 1.5m/s， 功率 N 400kw。刮板链中双链Ф34126，链条总破断力 Sp1800 KN。 ⑶ 验算结果 根据选用转载机的性能参数得知，选用SZZ-1000/400型转载机能满足使用要求。 4、顺槽皮带机选型、验算 长度1200米，选用DTL1200/2315S型伸缩带式输送机一部 输送量1500t/h 带速 3.15m/s 带宽 1200mm 电机功率2*315kw 输送长度1000m ⑵输送能力验算 Ｑ3600KCB2γv3600*0.12*0.9*1.22*0.9*3.151587t/h 式中Ｑ输送能力，t/h K断面系数 C倾角系数 B----------输送带宽 γ煤的松散密度 v输送带运行速度 故选用SSJ-1200/2250型伸缩带式输送机能满足使用要求。 5、工作面采煤机选型 工作面参数13槽综采煤，采高3.9米，缓倾斜煤层。 因此，MGTY750/1715-3.3D型采煤机一台，主要技术参数如下 采高范围 2.5-5.0m 适应倾角 ≤35 截深 865mm 截割功率 2*200Kw 供电电压 3300v 滚筒直径 2500mm 卧底量 385mm 牵引形式 无链牵引 喷雾方式 内外喷雾 整机重量 33t 从以上技术参数可知，选用MGTY750/1715-3.3D型采煤机能满足使用要求。 6、工作面支架选型 1 支架的支护强度计算 式中q支架支护阻力； n支架载荷相当采高岩重的倍数，对周期来压明显,顶板稳定煤层或使用支撑掩护式,支撑掩护式支架时应取n8～10，考虑极限状态，n取10； m采高；取3.0m v上覆岩层密度取2.6t/m。 2 支架的工作阻力计算 支架的工作阻力等于支架的支护强度与有效支护面积的乖积。支架的有效面积取6.6m（宽度为1.65m，长度为4.0m）,同时考虑到支架的支撑效率（支撑效率通常取0.7-1之间），考虑极限状态取0.7,则支架的工作阻力为 上述计算，极限状态下的支架工作阻力为7203KN，本工作面选用支架型号为ZZ9200-24/50型。 ZZ9200-24/50型液压支架主要技术参数如下 支撑高度 1.8～5.0m 工作阻力 9200KN 初撑力 7755KN 支护强度 ≥1.0MPa 支架重量 36t 因此，根据工作面长度和采高的需要，选用ZZ9200-24/50型液压支架83架 7、泵站设备选型 选用RBW400/31.5型乳化液泵站二台，主要技术参数如下 公称压力 31.5MP 流量 400L/min 电机功率 250KW 8、 破碎机选型 选用PCM250型破碎机1台，主要技术参数如下 电机功率250KW 破碎能力3000t/h 最大输入块度1000 mm900mm 最大排出块度≤300 mm300mm 五、工作面支护及顶板管理方法 端头支架ZZ9200-24/48机头3架 中间支架ZZ9200-24/5086架 顶板管理方法为全部垮落法。 六、储量、生产能力及经济评价 1、储量 本面平均煤厚约3.9m，可采储量约91.3万吨。 2、工作制度 工作面年工作日为330天。工作制度为“三八”作业制，即两班采煤一班准备。 3、生产能力 本工作面设计平均采高3.9m，工作面斜长158m，按每天6个循环，循环进尺0.86m，正规循环率0.85，工作面回采率0.93。 工作面的生产能力为 A33060.863.91641.420.850.93 1222537 t/a 工作面月推进度为 L月60.86300.85131.6 服务年限 T1108/131.68.4 月 4、经济评价 1、设备投入费用 序号 设备名称 设备型号 单位 单价 万元 数量 金额 万元 1 液压支架 ZZ9200-24／50 架 51.5 86 4738 2 端头支架 ZZ9200-24／48 架 49.2 3 295 3 采煤机 MGTY750／1715－3.3D 台 898 1 898 4 刮板机 SGZ－1000／2700 ｍ 5.86 160 938 5 转载机 SGZ－1000／400 台 279 1 279 6 破碎机 PCM－250 台 52 1 52 7 乳化泵 BRW400／31.5 套 33.5 1 34 8 喷雾泵站 BPW－315／10 套 12.5 1 13 9 顺槽皮带机 DTL1200／2315S ｍ 0.35 1200 420 10 移动变电站 KBSGZY－2500／6／3.3 台 80.2 2 80 11 移动变电站 KBSGZY－1600／6／3.3 台 47 1 47 12 移动变电站 KBSGZY－1600／6／1.14 台 42 1 42 13 组合开关 KE3002 台 56 5 56 14 通讯系统 KJ50 套 17 1 17 15 下运皮带机 SSJ－1200／2200 ｍ 180 900 180 16 合计 8191 2、工作面主要技术经济指标 序号 项目名称 单位 数量 备注 1 工作面走向长度 m 1092 可采走向 2 工作面倾斜长度 m 158 3 工作面采高 m 3.9 4 煤的容重 t/m3 1.42 5 煤层倾角 9 6 工作面回采率 93 7 工作面可采储量 万t 91.3 8 工作面投产工程量 m 2891 9 工作面投产工期 月 9 10 工作面回采效率 吨/工 45 11 工作面吨煤成本 元/吨 251 预计吨煤完全成本 综上论述，在新生界含水层下开采15113工作面在安全和技术上是可行的。留设46m防水煤柱有利于15113工作面整体布置，形成规则工作面，可上综采，从而提高工作面单产，降低采煤成本。本工作面可创产值38346万元（按照平均售价420元计算），可创利润15429.7万元，经济效益非常明显。 七、工作面生产系统 1、运煤系统 工作面出煤→15113下顺槽→溜煤眼→东三13-1底板皮带机下山→东三小立眼→东三-530m皮带机大巷→东三缓冲仓→东翼-540m皮带机大巷→东一缓冲仓→-530m中央皮带机石门→东、西卸煤坑→主井→地面。 2、运料系统 地面→副井→井底车场→东二大巷→东三大巷→东三轨道上山→15113上风巷车场→15113上风巷→工作面； 地面→副井→井底车场→东二大巷→东三大巷→东三轨道上山→15113下顺槽车场→15113下顺槽→工作面； 3、通风系统 3.1工作面回采期间通风系统及通风方式 通风路线南风井→1、2进风石门→东三轨道大巷东三皮带机大巷→东三轨道上山东三皮带机上山→15113下顺槽轨道车场出煤斜巷→15113下顺槽→工作面→上风巷→东三13-1煤层回风上山→-350m回风石门→新东风井 通风方式15113回采工作面采用后退式U型上行通风方式。 3.2工作面回采期间风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 Q采＝100q采k采通（1－K抽采率）C ＝100121.4（1－0.7）0.8 ＝787.5m3/min 其中Q采 采煤工作面需要风量，m3/min； q采 采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； k采涌 采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数，本面取1.4； k抽放率 采煤工作面瓦斯抽采率，％； C 回风流中允许瓦斯浓度，％ 2、按最多人数计算 Q采＝4N＝4100＝400m3/min 其中N 采煤工作面同时工作最多人数,人； 3、按工作面温度计算 Q采＝60V采S＝601.8m/s11.76m2＝1270m3/min 其中V采 采煤工作面风速，取1.0～2.0m/s； S采 采煤工作面平均断面积，㎡； 4、按风速验算 0.2560S≤Q采≤460S 1511.76≤Q采≤24011.76 176.4≤Q采≤ 2822.4 m3/min 从以上计算可以看出，该工作面回采期间需风量为1270m3/min 4、瓦斯抽采系统 13-1煤层自然瓦斯含量为4.0～5.0m3/t，根据“集技[2008]310号”文，该区13-1煤层位于突出威胁区。根据该面的瓦斯涌出资料分析，该面的瓦斯涌出主要来源于13-1本煤层，按日产4800吨计算预计在回采期间其绝对瓦斯涌出量将达到12m3/min。预计风排瓦斯涌出量为6 m3/min，占总涌出量的50，抽采瓦斯量为6 m3/min，抽采率为50。结合矿井瓦斯治理实际效果，决定在该面采用顺层钻孔抽采及上隅角埋管的抽采措施。 4.2、抽采系统的设计 根据我矿现有的瓦斯抽采系统状况，1511（3）工作面采用井下两台移动抽采泵进行抽采。 ⑴、抽采量的分配 顺层孔抽采瓦斯量4m3/min，上隅角埋管抽采瓦斯量2m3/min；合计抽采瓦斯量为6m3/min，符合设计要求。 ⑵、抽采管路的选型 抽采管路的选型 顺层钻孔瓦斯抽采量为4m3/min。抽采瓦斯浓度按32计算，则抽采系统混合气体流量为9.38m3/min。取混合气体流量为9.38m3/min ，则管路直径D为 D 0.1457 Q/U1/2 0.1457 9.38/121/20.13m 式中D抽采管路内径，m Q混合气体流量，m3/min U气体流速，取12m/s 根据以上计算，顺层钻孔选用一路φ200mm的抽采管路。 上隅角埋管抽采能力按混合流量不得低于40m3/min计算。取混合气体流量为40m3/min ，则管路直径D为 D 0.1457 Q/U1/2 0.1457 40/121/20.266m。 式中D抽采管路内径，m Q混合气体流量，m3/min U气体流速，取12m/s 根据以上计算，上隅角埋管选用一路直径250mm的抽采管路。 根据我矿现有的瓦斯抽采系统状况，利用南井地面2BE3-720型瓦斯泵进行抽采。 5、防突设计 5.1、突出危险性预测 该工作面突出危险性预测方法采用钻孔钻屑指标法和瓦斯涌出初速度法。 其具体方法为沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔（工作面上、下出口段20m除外），预测孔平行于工作面推进方向，直径为42mm，孔深为10m，预测孔每打1m由防突员测定一次每米钻屑量并每隔2m测定一次钻孔瓦斯涌出初速度。 工作面预测循环为工作面开工即开始进行预测，预测超前距为2m，以后每50m连续预测两次，如出现构造或瓦斯涌出异常，通风科应加强预测。 突出临界值指标按照细则表12、13为Smax6 kg/m, △h2max 200Pa，当工作面预测指标S≥Smax和△h2≥△h2max时，确定本工作面有突出危险性，必须采取防治突出措施，否则工作面预测为无突出危险工作面。 5.2、工作面防突措施 当工作面预测为突出危险工作面时，必须采取防突措施，具体为施工本煤层走向卸压钻孔，即沿工作面走向方向、每隔2m施工Ф75mm、孔深12m的卸压钻孔。 5.3、工作面防突措施效果检验 该工作面采取防突措施后必须进行效果检验，检验超前距为2m，经检验有效后方可进行回采，其效果检验方法同预测方法。 工作面经检验有效后方可进尺，若有突出危险时，严禁回采，必须重新采取防突措施，直至检验有效为止。 6、供电系统 6.1 变压器的选择 1. 660V系统 ①、计算视在功率 需用系数Kx0.64 Pmax250kW Σpe642kW Kx0.40.6Pmax /Σpe 0.64 平均功率因数0.7 所有设备额定功率之和kW642.0 计算视在功率kVASΣPe*Kx/cosφ586.971 ②、所选变压器参数表 变压器编号B1 型号KBSGZY 容量kVA630.0 一次电压kV6.0 二次电压kV0.693 一次电流A60.6 二次电流A535.0 短路损耗W3650.0 阻抗电压百分数4.0 每相电阻Ω0.0044165 每相电抗Ω0.0301705 电压损失百分数3.01 故可选用容量630kVA移动变电站一台。 2、1140V系统 1带顺槽皮带机、拉下山皮带机移动变压器 ①、计算视在功率 需用系数Kx0.83 Pmax500kW Σpe700kW Kx0.40.6Pmax /Σpe 0.83 平均功率因数0.7 所有设备额定功率之和kW700.0 计算视在功率kVASΣPe*Kx/cosφ830.0 ②、所选变压器参数表 变压器编号B2 型号KBSGZY 容量kVA1000.0 一次电压kV6.0 二次电压kV1.2 一次电流A96.2 二次电流A481.1 短路损耗W5400.0 阻抗电压百分数4.0 每相电阻Ω0.007776 每相电抗Ω0.0570727 电压损失百分数2.66 故可选用容量1000kVA移动变电站一台。 2带乳化泵、喷雾泵、拉下山皮带机移动变压器 ①、计算视在功率 需用系数Kx0.69 Pmax250kW Σpe525kW Kx0.40.6Pmax /Σpe 0.69 平均功率因数0.7 所有设备额定功率之和kW525.0 计算视在功率kVASΣPe*Kx/cosφ517.5 ②、所选变压器参数表 变压器编号B4 型号KBSGZY 容量kVA800.0 一次电压kV6.0 二次电压kV1.2 一次电流A77.0 二次电流A384.9 短路损耗W4500.0 阻抗电压百分数4.0 每相电阻Ω0.010125 每相电抗Ω0.0712845 电压损失百分数2.08 故可选用容量800kVA移动变电站一台。 3、3300V系统 1带链板机、转载机移动变压器 ①、计算视在功率 需用系数Kx0.63 Pmax700kW Σpe1800kW Kx0.40.6Pmax /Σpe 0.63 平均功率因数0.7 所有设备额定功率之和kW1800.0 计算视在功率kVASΣPe*Kx/cosφ1620.0 ②、所选变压器参数表 变压器编号B4 型号KBSGZY 容量kVA2500.0 一次电压kV6.0 二次电压kV3.45 一次电流A240.6 二次电流A418.38 短路损耗W10600.0 阻抗电压百分数5.0 每相电阻Ω0.0201866 每相电抗Ω0.237193 电压损失百分数2.5 故可选用容量2500kVA移动变电站一台。 2带采煤机、破碎机移动变压器 ①、计算视在功率 需用系数Kx0.64 Pmax800kW Σpe1965kW Kx0.40.6Pmax /Σpe 0.64 平均功率因数0.7 所有设备额定功率之和kW1965.0 计算视在功率kVASΣPe*Kx/cosφ1796.57 ②、所选变压器参数表 变压器编号B5 型号KBSGZY 容量kVA2500.0 一次电压kV6.0 二次电压kV3.45 一次电流A240.6 二次电流A418.38 短路损耗W10600.0 阻抗电压百分数5.0 每相电阻Ω0.0201866 每相电抗Ω0.237193 电压损失百分数2.77 故可选用容量2500kVA移动变电站一台。 6.2 电缆的选择 说明 ａ、低压动力电缆均采用不延燃橡套电缆。 ｂ、图中未标明电缆长度的均为短接电缆，其截面与前级干线相同。 ｃ、电动机负荷电缆根据电机负荷大小而定。 1、工作面破碎机、采煤机的干线电缆 取Kx0.64 COSΦ＝0.7 Iｇ＝1000KxΣpe/（1.73UｅCOSΦ） 10000.641965/（1.7333000.7）315A2Iｙ70＝430A 故可选用截面为70mm2的电缆双路并联。 2、工作面采煤机电缆 Iｇ＝17150.22＝377.3A2Iｙ70＝430A 故可选用截面为70mm2的电缆双路并联。 3、工作面破碎机电缆 Iｇ＝2500.22＝55AIｙ25＝113A 故可选用截面为25mm2的电缆。 4、工作面链板机、转载机的干线电缆 取Kx0.63 COSΦ＝0.7 Iｇ＝1000KxΣpe/（1.73UｅCOSΦ） 10000.631800/（1.7333000.7）284A2Iｙ70＝430A 故可选用截面为70mm2的电缆双路并联。 5、工作面链板机电缆 Iｇ＝7000.22＝154AIｙ50＝173A 故可选用截面为50mm2的电缆。 6、工作面转载机电缆 Iｇ＝4000.22＝88AIｙ25＝113A 故可选用截面为25mm2的电缆。 7、顺槽皮带机