401102综放工作面设计说明书陕西彬长孟村矿业有限公司二〇二一年八月目录第一章401102综放工作面开采设计1一、工作面位置及概况1二
、工作面地质特征1三、工作面储量及开采期4四、工作面巷道设计5五、采煤方法及回采工艺16六、工作面设备选型、布置及智能化改造18七
、生产系统33八、通风及瓦斯、煤尘防治、防灭火34九、劳动组织、作业方式34十、401102综放工作面主要经济技术指标（详见附表
）34十一、401102综放工作面矿压监测34十二、安全技术措施36十三、村庄搬迁计划37第二章401102综放工作面供电设计
38一、设备配置38二、电压等级38三、设备布置38四、工作面负荷统39五、供电方式40六、变压器容量的选择计算40七、高压电缆截
面的选择计算42八、低压电缆截面的选择计算43九、保护整定计算及校验49十、通讯及照明56十一、3300V供电安全技术措施56第
三章401102综放工作面供水、供液、压风系统设计60一、供水系统60二、供液系统60三、压风系统61第四章401102综放工
作面“一通三防”设计64一、通风系统设计64二、瓦斯抽采设计69三、防灭火设计75四、综合防尘设计87五、地热防治设计88六、灾害
预防与处理及避灾路线91第五章401102综放工作面防治水设计92一、工作面充水因素分析92二、工作面防治水设计94第六章401
102综放工作面冲击地压防治设计97一、冲击危险性评价97二、监测方法99三、冲击地压防治方案100四、效果检验103五、安全
防护110第七章井下安全避险“六大系统”97一、监测监控系统112二、压风自救系统112三、供水施救系统113四、人员定位系统1
13五、通信联络系统113六、井下紧急避险系统113第一章401102综放工作面开采设计一、工作面位置及概况401102工作面
为401盘区的第二个回采工作面，地理坐标X:3891947.650～3892188.358；Y:36491111.127
～36493489.123，走向长度为2370m，可采走向长度1789m，倾向长度180m，可采面积322020m2，动用储量
696.34万吨，煤层底板标高为+265m～+305m，采煤工艺为综采放顶煤，全部垮落法管理顶板。工作面共布置四条巷道，分别为
运输巷、回风巷、泄水巷和高位瓦斯抽放巷。工作面东侧为401盘区开拓大巷，西侧为403盘区开拓大巷，南侧为401101工
作面采空区，北侧为正在掘进的401103工作面；中央水仓位于工作面东南位置715m，401盘区水仓位于工作面巷道开口东侧
10m左右。工作面地表以沟谷切割的塬、峁、沟壑为主，距离巷道顶板垂距664～746m；上覆压煤村庄主要为山庄村；附近共有M
3-2和104两个钻孔，均为探煤钻孔，其中M3-2钻孔位于回顺南侧110m，煤层厚度为23.93m，104钻孔位于
运顺北侧70m，煤层厚度为20.29m。二、工作面地质特征（一）煤层特征401102工作面范围内煤层厚度为18.0～23.9
m，煤层结构简单，含0～1层夹矸，煤层倾角-1～6°，平均倾角3°，煤层视密度1.36t/m3，真密度为1.47t/m
3，普氏硬度系数为1.48。4煤层属低变质烟煤，黑色、条痕棕黑色，光泽较强，为沥青光泽，条带状、均一状、线理状结构，层状构造，
内生裂隙不甚发育，裂隙被方解石脉或黄铁矿薄膜充填，具贝壳状、阶梯状断口，燃烧试验焰长、烟浓，微膨～不膨。（二）顶底板岩性根据《孟村
矿井勘探地质报告》及工作面附近分布的钻孔中煤系地层岩性资料，煤层顶板为以砂质泥岩、细粒砂岩、粉砂岩为主的复合型顶板，底板以遇水易膨
胀的铝质泥岩为主，具体情况如下：老顶：粉砂岩、细砂岩；灰色、灰白色；钙质胶结，坚硬，波状层理，中厚层状，层面含点状云母片、植物化石
、黄铁矿结合及少量镜煤条带，抗拉强度0.59～1.96Mpa、饱和抗压强度8.2～23.7Mpa，厚度8.26～21.1m,
平均10.3m。岩层稳固性较好，不易冒落。直接顶：砂质泥岩；黑色，致密块状，含黄铁矿结核及镜煤条带，薄层状，波状层理，抗拉强度为
0.44～1.53Mpa、饱和抗压强度0～16.5Mpa，平均3.36m。底板：以炭质泥岩、铝质泥岩为主，颜色以黑色、褐灰色
为主，块状、破碎，参差断口，局部含植物化石；其中炭质泥岩厚度4.0～5.0m，平均4.5m；铝质泥岩厚度1.5～2.0m，
平均1.8m。铝质泥岩遇水易膨胀，稳定性差。（三）地质构造特征构造名称产状对工作面施工可能产生的影响倾向（o）倾角（o）落差(m
)DF29正断层15060～7015～30断层范围内顶板破碎，易导通上覆含水层，发生大的涌水DF41断层130400～4断层范
围内顶板破损，含裂隙水，可能发生涌水谢家咀背斜轴线走向NEE,影响工作面长度100m，两侧煤层倾角为3～8°工作面局部地段煤层
起伏，影响回采进度根据《孟村矿井勘探地质报告》、《孟村矿井首采区三维地震勘探报告》资料分析，工作面煤层倾角大部比较平缓，为-1°
～6°左右，施工期间将穿越谢家咀（B2）背斜、401101工作面回顺巷道揭露DF41断层及401101工作面巷道揭露的
DF29断层（落差大于15m）边缘。其中各构造产状统计如下表：另外结合三维地震勘探资料显示，本工作面施工范围内暂未发现岩浆岩、
冲刷带、陷落柱等，目前暂不受其影响。（四）水文地质根据全井田内的含（隔）水层分布特征，结合工作面及附近内已施工的地质钻孔揭露的地层
分布情况，401102工作面内的主要含（隔）水层如下：工作面含水层主要包括：第四系全新统冲、洪积层孔隙潜水含水层（Ⅰ）；第四系中
更新统黄土孔隙-裂隙潜水含水层（Ⅱ）；新近系砂卵砾含水层段（Ⅳ）；白垩系下统洛河组砂岩孔隙潜水含水层（Ⅵ）；白垩系下统宜君组砾岩裂
隙含水层（Ⅶ）；侏罗系中统直罗组砂岩裂隙含水层（Ⅸ）；侏罗系中统延安组煤层及其顶板砂岩含水层（Ⅹ）。各含水层特征详情见下表。401
102工作面含水层特征表含水层厚度(m)距离煤层顶板厚度（m）单位涌水量(L/s·m)渗透系数(m/d)水质类型矿化度（g/l）
第四系全新统冲、洪积层孔隙潜水含水层组1～7///HCO3·SO4-Na·Ca·HCO3-Na·Mg·Ca0.39～2.004第四
系中更新统黄土孔隙～裂隙潜水含水层1～11///HCO3-Ca·NaHCO3-Na·Mg·Ca0.5新近系砂卵砾含水层3～9//
/HCO3-Na·Mg·Ca0.38～0.49白垩系下统洛河组砂岩孔隙～裂隙含水层280～360140～175m0.0182～0.
74840.1289～0.1569SO4-Na0.93～5.10白垩系下统宜君组砾岩裂隙含水层21～27130～160m0.008
8～0.22060.020～0.861Cl·SO4-NaSO4-Na2.59～5.39侏罗系中统直罗组砂岩裂隙含水层25～343
8～65m0.00260.0164SO4-Na5.531～20.45侏罗系中统延安组及其顶板砂岩含水层52～620.000577.
0.000002650.00115.0.000000222Cl-Na3.60～18.20工作面隔水层主要包括：新近系红土隔水层（Ⅲ
）、白垩系下统华池组泥岩隔水层（Ⅴ）、侏罗系中统安定组泥岩隔水层（Ⅷ）和侏罗系下统富县组及三叠系上统胡家村组隔水层（Ⅺ）。各隔水层
特征详情见下表。401102工作面隔水层特征表隔水层厚度(m)距离煤层顶板厚（m）岩性备注白垩系下统华池组泥岩隔水层82～925
00～530紫红色、灰绿色泥岩侏罗系中统安定组泥岩隔水层81～9055～70紫红色、灰褐色泥岩、砂质泥岩侏罗系下统富县组及三叠系上
统胡家村组隔水层7～10/灰白色、灰黑色泥岩、砂质泥岩（五）瓦斯、煤尘、自燃发火、地热依据《孟村煤矿4#煤层瓦斯基础参数测定及防
突技术》研究报告，矿井绝对瓦斯涌出量预测值为110.5m3/min，相对瓦斯涌出量预测值为8.1m3/t。目前矿井绝对瓦斯涌出
量为24.52m3/min（风排量为14.44m3/min，抽采量为10.08m3/min）。根据401102工作面煤层
赋存和巷道布置情况，经计算预测401102工作面相对瓦斯涌出量为3.27m3/t，根据401102工作面平均日产量，预测
401102工作面回采时绝对瓦斯涌出量为17.7m3/min。矿井4#煤层属I类容易自燃煤层，最短自然发火期为18
天；火焰长度为100mm，煤尘具有爆炸危险性。本井田平均地温梯度为3.76℃/100米，其中非煤系地层平均为1.93℃/
100米，煤系地层平均为5.24℃/100米，401102工作面切眼东侧0～920m范围处于一级热害区域，剩余区域为二
级热害区。三、工作面储量及开采期401102工作面可采走向长度1789m，倾向长度180m，煤层厚度18.0～23.9m，
平均可采厚度15.9m，煤层视密度1.36t/m3,设计回收率为85%。工作面储量具体计算如下：（一）储量计算1.工作面动
用储量工作面动用储量=1789×15.9×180×1.36=696.34万吨2.工作面采出量工作面采出量=工作面动用储量×工作面
回收率=696.34×85%=591.9万吨（二）工作面生产能力采煤机为双向割煤，两刀一放为一个循环。矿井煤层鉴定为强冲击性，正
常生产按每天3个循环组织，冲击地压影响期间、过特殊地质构造期根据现场条件放慢日推进度。1、循环割煤产量计算Qxg＝2B×Bg×
H1×γ×P1＝2×0.8×180×3.5×1.36×95%＝1302.34（吨）式中:Qxg—循环割煤量；Bg—工作面长度；B—
工作面每刀推进度；H1—采煤机割煤高度；γ—煤视密度；P1—割煤回收率2、循环放顶煤产量计算Qxf＝2B×Bg×H2×γ×P2
＝2×0.8×180×12.4×1.36×85%＝4128.31（吨）式中：Qxf—循环放煤量；Bg—工作面长度；B—工作面每刀推
进度；H2—放煤高度；γ—煤视密度；P2—放煤回收率3、平均日产量QT＝（Qxg+Qxf）×N＝(1302.34+4128.3
1)×3＝16291.95(吨)式中:N—日循环数，取34.月产量Qn＝QT×30×C＝16291.95×30×80%＝39.
1（万吨）式中C—正规循环率，取80%（三）工作面服务年限T＝Z/A＝591.9/39.1＝15（月）式中：T—可采期Z—工
作面可采储量（万吨）A—工作面月产量（万吨/月）四、工作面巷道设计（一）巷道布置（详见《401102综放工作面巷道平、剖面图》
）巷道层位布置原则：根据矿井初步设计相关内容，井田采用分层综采放顶煤回采，工作面采用四巷布置（一条运顺、一条回顺、一条措施巷、一
条泄水巷），结合相邻矿井巷道层位布置形式，401102工作面在设计时按四巷布置，运顺和回顺布置在煤层中部，措施巷与回风巷错位2
0m布置在煤层顶板8-12m，泄水巷共用401103回风巷。根据工作面地质勘探情况，工作面整体趋势为南高北低，西高东低。回
顺设置于工作面南侧，运顺设置于工作面北侧，确保运顺后期巷道维护及巷内设备正常运行，同时上行通风有利于瓦斯管理，针对由此带来的防治水
问题，拟采取相应专项措施；针对401101回采影响回顺巷道维护问题，拟采取强卸强支等措施来解决。保护煤柱：回顺与运顺间隔180
m，运顺与泄水巷巷中间隔50m，401101措施巷与回顺间隔20m，工作面与403盘区巷道留设200m保护煤柱，工作
面与401盘区巷道煤柱留设受DF29断层影响较大。根据《煤矿防治水细则》第四十一条内容，工作面回采前，发现断层、裂隙或者
陷落柱等构造充水的，应当采取注浆加固或者留设防隔水煤（岩）柱等安全措施。联巷布置：回顺与401辅助运输巷布置一条联巷，用于前
期掘进运输出煤和后期工作面安装，回顺经401101措施巷与401101工作面回顺布置一条联巷用于回风；泄水巷与运输巷布置
2条联巷，用于401102运顺排水。（二）巷道断面设计根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况，类比401101工作面巷道断面
，设计401102工作面巷道均采用矩形断面。1.运输巷（及联巷）断面设计工作面运输巷用于安装皮带、转载机、破碎机及端头支架，其
中除皮带机头外皮带自移机尾宽度最宽，转载机的高度最高，所以运输巷断面尺寸应满足:巷道净宽B＝a+b+c式中：B－巷道净宽；a－非人
行道侧胶带输送机距巷帮之间的安全距离，取0.5m；b－胶带输送机机尾宽度，取2.94m；c－人行道侧胶带输送机距巷帮之间的安
全距离，取0.8m；B＝0.5+2.94+0.8＝4.54m；所取的安全距离考虑因素为锚索外露长度0.3m、管线外端距巷帮距
离0.3m及巷道受压变形等因素，因此巷道宽度取5.4m，可以满足使用要求。巷道净高按设备最大高度验算：H＝h1+h2+h3
式中：h1－设备最大高度，取2.6m（SZZ800/315转载机机头高度）；h2－设备顶端距巷道顶板安全距离，取0.3m；
h3－锚杆、锚索外露长度，取0.3m；H=2.6+0.3+0.3=3.1m；考虑巷道受压变形等因素，因此巷道高度取3.5m，
可以满足设备安装要求。巷道断面S＝B×H，S=5.4×3.5＝18.9m2。风速验算υ=Q/(60×S)式中：Q―工作面设计配风
量，1940m3/min；υ―风速；υ=Q/(60×S)＝1940/(60×18.9)=1.71m/s；经计算符合《煤矿安全规
程》规定0.25～4m/s,故运输巷断面设计合理。2.回风巷（及联巷）断面设计工作面回风巷用于辅助运输，其中破碎机宽度最大，过渡
支架高度最大，故按此选择：巷道净宽B＝a+b+c式中：B－巷道净宽；a－非人行道侧设备外端距巷帮之间的安全距离，取0.5m；b
－设备最大宽度，取3.4m（采煤机滚筒宽度）；c－人行道侧设备外端距巷帮之间的安全距离，取0.8m；B＝0.5+3.4+0.
8＝4.7m；所取的安全距离考虑因素为锚索外露长度0.3m、管线外端距巷帮距离0.3m及巷道受压变形等因素，因此巷道宽度取
5.4m，可以满足使用要求。巷道净高按设备最大高度验算：H＝h1+h2+h3+h4式中：h1－设备最大高度，取2.5m（过渡支
架最低高度）h2－设备顶端距巷道顶板安全距离，取0.3mh3－锚杆、锚索外露长度，取0.3m；h4－支架搬运车距底板高度，
取0.4m；H=2.5+0.3+0.3+0.4=3.5m；因此巷道高度取3.5m，可以满足运输设备要求。巷道断面S＝B×H,
5.4×3.5＝18.9m2。风速验算υ=Q/(60×S)式中：Q―工作面设计配风量，取1940m3/min；υ―回风巷风速，
m/s；υ=Q/(60×S)＝1940/(60×18.9)=1.71m/s；经计算符合《煤矿安全规程》规定0.25～4m/s,
故回风巷断面设计合理。3.切眼断面设计工作面切眼安装设备中ZFG13000/24/40H支架外形尺寸最大，所以按支架校核巷道尺
寸，支架外形尺寸：长×宽×高=7.7×1.86×2.4m。切眼净宽支架长度为7.7m，考虑到锚杆、锚索外露长度0.3m和安装
影响，切眼净宽设计为8.5m。切眼净高为了便于安装支架和为回采创造条件，切眼设计高度为3.3m。4.401102设备通道断面设
计401102设备通道位于401102运输巷停采线位置，全长150m。用于安装皮带、转载机、破碎机、设备列车、乳化液泵站，
故断面类比运输巷断面以及设备列车、乳化液泵站预留宽度0.6m设计。根据机电部提供的设备尺寸以及校验结果，确定巷道宽度6.0m
，高度与运输巷一致为3.5m，断面S＝B×H=6.0m×3.5m＝21m2。5.措施巷（及联巷）断面设计参考周边矿井措施巷断
面，类比401101工作面措施巷断面，故401102措施巷断面采用矩形。设计巷道净宽2.7m，净高2.45m，净断面
6.6m2。（三）支护说明采用类比法合理选择支护参数。401101工作面与401102工作面为相邻工作面，地质情况类似，围岩
情况基本相同，根据类比401101工作面两巷、泄水巷、措施巷及切眼合理选择支护参数。运输巷采用矩形断面与拱形断面，运输巷自机头
硐室至1#联巷（运输巷一段），巷道采用拱形断面，净断面尺寸为宽×高=5.2×4m，采用“锚网索+U型棚”支护。“U型棚”净尺
寸为宽×高=5.2×4m。锚索采用延展率大于5%的1×19股-1860级预应锚索，规格为φ28.6×7100mm，间排距120
0×700mm，每根锚索使用1支MSZ2850和2支MSK2850锚固剂，锚索预紧力为300KN,支护锚杆规格为
φ22×2800mm,间排距700×700mm，每根锚杆使用1支MSZ2850和1支MSK2850锚固剂，锚杆锚固
力为100KN，扭矩力为300N·m。架设U型棚全断面铺设双层钢筋网；1#联巷往西至设备通道及设备通道至开切眼位置（运输巷
二段），巷道采用矩形断面，净断面尺寸为宽×高＝5.4×3.5m，采用锚网索+槽钢梁联合支护。帮部采用φ21.8×3500mm短
锚索，间排距700×700mm。每根锚索使用2支MSZ2335和2支MSK2335锚固剂，配合GTR-M3钢
带，铺柔性网，顶部锚杆规格为φ22×2500mm,间排距700×700mm，每根锚杆使用2支MSZ2335和2支
MSK2335锚固剂，配合WD280/3钢带支护，锚索规格为φ21.8×7100mm，间排距1200×700mm，采用“
五四五”布置，其中四索与四索使用槽钢梁（型号18b，长1600mm，眼距1400mm，眼长100mm）每根锚索使用2支
MSZ2335和4支MSK2335锚固剂，铺钢筋网。顶部、帮部喷射混凝土，混凝土厚度100mm，强度等级不低于C25
,抗渗等级不低于P8。开切眼至向外1214m，巷道北侧施工水沟，净尺寸为800×800mm，浇筑厚度100mm，强度等级不
低于C30。回风巷自401盘区辅运巷至401102工作面3#联巷（回风巷一段），净断面尺寸为宽×高＝5.4×3.5m，
采用锚网索喷联合支护。帮部采用φ21.8×3500mm短锚索，间排距700×700mm。每根锚索使用2支MSZ2335
和2支MSK2335锚固剂，配合GTR-M3钢带，铺钢筋网（采用φ6mm钢筋，网格为100×100mm，网幅1
500×800mm，搭接长度100mm，下同），顶部锚杆规格为φ22×2500mm,间排距700×700mm，每根锚杆使用
2支MSZ2335和2支MSK2335锚固剂，配合WD280/3钢带支护，锚索规格为φ21.8×7100mm，间
排距1200×700mm，每根锚索使用2支MSZ2335和4支MSK2335锚固剂，铺钢筋网。顶部、帮部喷射混凝土
，混凝土厚度100mm，强度等级不低于C25,抗渗等级不低于P8，施工地坪，铺底混凝土厚度200mm，水沟位于巷道南侧，净
尺寸为800×600mm，浇筑厚度100mm，强度等级不低于C30。回风巷自401102工作面3#联巷至停采线位置（
回风巷二段），净断面尺寸为宽×高＝5.4×3.5m，采用锚网索喷联合支护。帮部采用φ21.8×3500mm短锚索，间排距70
0×700mm。每根锚索使用2支MSZ2335和2支MSK2335锚固剂，配合GTR-M3钢带，铺钢筋网，顶
部锚杆规格为φ22×2500mm,间排距700×700mm，每根锚杆使用2支MSZ2335和2支MSK2335锚固剂
，配合WD280/3钢带支护，锚索规格为φ21.8×7100mm，间排距1200×700mm，每根锚索使用2支MSZ2
335和4支MSK2335锚固剂，铺钢筋网，施工地坪，铺底混凝土厚度200mm，水沟位于巷道南侧，净尺寸为800×
600mm，浇筑厚度100mm，强度等级不低于C30；回风巷自停采线至切眼位置（回风巷三段），净断面尺寸为宽×高＝5.4×3
.5m，采用锚网索+槽钢梁联合支护。帮部采用φ21.8×3500mm短锚索，间排距700×700mm。每根锚索使用2支
MSZ2335和2支MSK2335锚固剂，配合GTR-M3钢带，铺柔性网，顶部锚杆规格为φ22×2500mm,间排
距700×700mm，每根锚杆使用2支MSZ2335和2支MSK2335锚固剂，配合WD280/3钢带支护
，锚索规格为φ21.8×7100mm，间排距1200×700mm，采用“五四五”布置，其中四索与四索使用槽钢梁（型号18b，长
1600mm，眼距1400mm，眼长100mm）每根锚索使用2支MSZ2335和4支MSK2335锚固剂，铺
钢筋网，施工地坪，铺底混凝土厚度200mm，水沟位于巷道南侧，净尺寸为800×600mm，浇筑厚度100mm，强度等级不低于
C30。支护锚杆锚固力不小于100KN，锚索预紧力不小于200KN。切眼采用矩形断面，全锚支护。切眼净尺寸为：宽×高＝8.6
×3.55m，采用锚网索加单体液压支柱联合支护，一次扩刷采空区帮部采用φ21.8×3500mm短锚索，间排距700×700mm
。每根锚索使用2支MSZ2335和1支MSK2335锚固剂，配合GTR-M3钢带，铺柔性网。扩刷侧采用顶部螺
纹钢锚杆，规格为φ22×2500mm,间排距700×700mm，每根锚杆使用2支MSZ2335和1支MSK2335
锚固剂，配合WD280/3钢带支护，二次扩刷采用玻璃钢锚杆，规格为规格为：φ20×2300，间排距700×700mm。锚索
规格为φ21.8×7100mm，间排距1200×700mm，每根锚索使用2支MSZ2335和3支MSK2335锚
固剂，铺钢筋网。切眼内距非回采帮2.5m和3.8m，各打一排戴帽点柱，间距为1.2m，支柱规格DW38-250/110
X型单体液压支柱。设计建议施工切眼时采用两次成巷方式，减少巷道跨度大而带来的顶板支护问题，设计建议设备安装前扩至8.5m宽。
支护锚杆锚固力不小于100KN，锚索预紧力不小于200KN。措施巷采用矩形断面，全锚支护，净断面尺寸为：宽×高＝2.7×2.4
5m，采用锚杆支护。规格采用φ18×1800mm，每根锚杆使用1支MSZ2335和1支MSK2335锚固剂，间排距
700×700mm，每根锚杆配一块规格150×150×12mm铁托盘。支护锚杆锚固力不小于100KN。401102工作面
三巷主要技术指标表名称运输巷、回风巷切眼规格净宽5.4m净高3.5m净宽8.5m净高3.5m位置顶板两帮顶板两
帮支护形式钢筋网、W钢带、锚杆、锚索、槽钢柔性网、锚索、M钢带钢筋网、W钢带、锚杆、锚索、槽钢、单体柔性网、锚杆、M钢带锚
杆/短锚索规格(mm)φ22×2500螺纹钢树脂锚杆φ21.8×3500钢绞线φ22×2500螺纹钢树脂锚杆非回采帮：φ21.8×
3500钢绞线回采帮：φ22×2500螺纹钢树脂锚杆锚索规格(mm)φ21.8×7100φ21.8×3500φ21.8×710
0锚杆、短锚索间排距(mm)700×700700×700700×700700×700锚索间排距(mm)1200×700700×70
01200×700700×700类比效果：401101工作面顶板中直接顶和老顶均属稳定岩层，但DF29断层影响范围比401
102工作面大，现将两巷支护中锚网支护全部变更为φ21.8×3500mm短锚索+M钢带支护，间排距不变，改进了支护工艺，加强
了支护强度，根据类比，可以满足回采要求。（二）支护参数计算采用计算法校核支护参数1.锚杆长度及间排距L杆?L杆1?L杆2
?L杆3式中L杆—锚杆长度，m；L杆1—锚杆外露顶板长度，m；L杆1=托盘厚度+W钢带厚度+螺母厚
度+锚杆实际外露长度=0.010+0.003+0.03+0.02=0.063mL杆2—锚杆的有效长度，m；L杆
3—锚杆的锚固长度，m，取0.76m；加固拱厚度、锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系：L杆2?mtan??a杆1tan?
式中m—加固拱厚度，一般取0.8～1.2m，这里取最小值0.8；?—锚杆的控制角，煤体的硬度越大，控制角也越大，一般取30
～45°；a杆1—锚杆的间距，取0.7；经计算：L?mtan??a杆1?0.8?tan45??0.7?
1.5m杆2tan?tan45?L杆?L杆1?L杆2?L杆3?0.063?1.5?0.76?2.323
m故锚杆长度取2500mm符合要求。2.锚杆直径校核计算锚杆直径按杆体承载力等于锚固力原则，即P=пd2δt/4=Q式中：
Q—锚杆的锚固力，取100KN；d—锚杆杆体直径，mm；P—杆体承载力，KN；δt—螺纹钢锚杆屈服强度500Mpa，抗拉强度
取值630Mpa。4Q/π?t所以，得：d==14.2mm选顶锚杆直径取φ22mm，满足要求。3.顶锚杆间排距的计算2按单体锚
杆悬吊重量校核锚杆的间排距，每根锚杆悬吊岩体重量：G=rLa2；锚固力Q应能承担G的重量：Q＞KG；联合以上两式，杆
2得a＜（Q/krL）1/2式中：a—锚杆间（排）距d—锚杆直径，此处为22mmK—安全系数，一般取1.5～1.8，此处K
取1.8r—岩体容重，取13.33kN/m3计算a＜〔100/（2×13.33×1.5）〕1/2=1.67m。故锚杆间排
距700×700mm符合要求。4.帮锚索长度校核计算帮锚索通过加固帮体作用，要达到支护效果，其长度应满足：L≥L1+L2+L
3式中L—锚杆、锚索长度，m；L1—锚索外露长度（托盘厚度+M钢带厚度+锁具厚度+锚索实际外露长度）短锚索取0.016+
0.014+0.07+0.25=0.35m；L2—有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚索取煤帮破碎深度c），m；L3—锚入煤（岩
）层内深度（顶锚杆取0.3m，顶锚索取0.6m，短锚索取0.3m），m。破碎深度：c=（1+f帮）/（1+2f帮）+（B
-1）/（B+1）式中：B、H—巷道掘进跨度和高度，取B=5.5m，H=3.75m；f帮—煤普氏硬度系数1.48（数据来自《
孟村井田勘探地质报告》）；φ—两帮围岩的内摩擦角，取35.84°（数据来自《孟村井田勘探地质报告》）。所以：c=1323㎜依据
上述公式计算得出：故帮锚索长度取3500mm符合要求。5.顶锚索长度L索?L索1?L索2?L索3式中L索—锚索长
度，m；L索1—锚索外露顶板长度，取0.25m；B???帮?Htan?45???22b?????f顶L索2—锚索
的有效长度，不小于自然平衡拱的高度，m；L索3—锚索的锚固长度，取2.5m；自然平衡拱高度式中：b—自然平衡拱高度，m；
B—巷道掘进宽度，取5.5m；H—巷道掘进高度，取3.75m；?帮—两帮煤的内摩擦角，取35.84°（数据来自《孟村井
田勘探地质报告》。经计算L索2?b=3.156m。L索?0.25?3.156?2.5?5.906ma索2?
N索Kba?索1故锚索长度取7100mm符合要求。6.顶锚索的间排距锚索的排距按下式计算：式中a索2—锚索的排距，m；N索
—锚索极限承载力（以最小锚固力计算），取200KN（锚索预紧力）；a索1—锚索的间距，取1.2m；K—安全系数，一般取
2～5，取3；b—自然平衡拱高度，m；?—冒落拱煤层平均重力密度，取13.33KN/m3；经计算：a索2?2003?3.1
56?1.2?13.33?1.32m故锚索间排距取1200×700mm符合要求。（三）矿压监测1.顶板离层仪监测运输巷
、回风巷沿巷道中心线每隔100m安设一个顶板离层仪，切眼沿巷道中心线每隔30m设一个顶板离层仪。巷道开口、贯通点均安设一个
顶板离层仪。距掘进工作面100m以内，每天观察一次顶板离层量，超过100m，每周观察一次，并做好记录进行分析、整理，上报相关部
门，直至巷道施工完毕。锚杆（索）锚固力监测锚杆螺母锁紧力检测每班由验收员负责，使用力矩扳手逐根进行初锚力检测。顶、帮锚杆初锚力监测
顶、帮锚杆初锚力拉拔，严格按作业规程及质量标准化等相关规定执行，并做好相关记录。围岩变形观测运输巷、回风巷沿巷道中心线每隔100
m安设一组测站，通过断层时，在断层面及断层面前后30m处各设置一处；过顶板破碎带、淋水带、应力集中区、过断层时，根据现场实
际每间隔10～30m设置一处。测站布置要求：测站采用“十”字布点法安设表面位移监测断面；每个测站安设两个监测断面，监测断面间距
应不大于两排锚杆距离，测点应安设牢固。观测周期：掘进工作面50m以外，每周观测1次；若遇围岩变形速度有明显增大的趋势，则坚
持每天观测一次，直至数据稳定。巷道围岩变形观测示意图（四）掘进期间特殊情况下巷道支护1.巷道开口及交岔点支护巷道顶部打3-5根
锚索加强支护，间距1.4m；巷道开口5m范围内采用小循环作业，循环进度0.7m；过断层、顶板破碎严重时，采用锚杆、索超前支
护，小循环作业，必要时采取架棚支护。五、采煤方法及回采工艺（一）综采放顶煤开采合理性分析根据矿井初步设计及401101首采工作
面综采放顶煤可行性论证相关内容，401102工作面采取分层综采放顶煤开采是可行的。（二）采煤方法401102工作面采用走向长壁
后退式综合机械化放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。（三）采放高度、采放比工作面煤层厚度18.0～23.9m,平均设计回采高度13
m，其中正常割煤高度3.5m，放煤高度9.5m，采放比为1:2.714。（四）推进度日推进度确定为4-5m之间，匀速推采。（
五）回采工艺工作面采用MG620/1540-WD型采煤机落煤,割一刀循环进度0.8m，采煤总高度13m；工作面前部采用
SGZ-1000/2×855型刮板输送机运煤；后部采用SGZ1200/2×855型刮板运输机运煤；工作面支护选用ZF-13
000/21/40型低位放顶煤液压支架支护顶板，端头支护采用ZQL26000/23/45端头液压支架支护顶板，运顺采用Z
QL2600/23/45型超前支护液压支架、回顺采用ZQL23600/19/38型超防冲液压支架组进行120m超前支
护，运顺20m以外、回顺120m以外支护视顶板情况采用液压单体支护，运、回顺超高地段根据现场推采情况采用单体、木棚进行提
前支护。进刀方式采用双滚筒采煤机双向割煤（往返一次割两刀），在工作面两端斜切进刀割三角煤方式，机组正常牵引时，前滚筒割顶煤后滚筒割
底煤，每刀推进800mm。生产工艺流程为：安全检查→采煤机由机头斜切进刀→移机头→由机头向机尾割煤→移架→移前刮板输送机→移后刮
板输送机→机尾斜切进刀→由机尾向机头割煤→移架→推移工作面前输送机→放顶煤→移后刮板输送机。移架工作面实行追机移架作业,距采煤机后
滚筒3-6m追机移架，同时伸出护帮板护住煤墙，移架方式为单架依次顺序移架（沿采煤机牵引方向依次前移），移架步距0.8m，将支
架移成一条直线。推移刮板输送机推移前部刮板输送机要滞后拉支架点15m后推移，刮板输送机的弯曲度不大于3°，弯曲段长度不小于
15m，推移刮板输送机时只能由一头向另一头推移，严禁由中间向两头或两头向中间推移。放顶煤工作面采用两采一放的循环方式，放煤步距
1.6m放煤方式采用分段多轮顺序放煤方式，工作面割煤与放煤平行作业，即：割第一刀煤时移架，少量放煤，割第二刀煤时用插板适量放煤，
最后活动尾梁放煤。放煤顺序由机头向机尾方向放煤。初次放顶煤工作面在初采过程中，采煤机割煤高度控制在3.8m，每日推进度控制在4
m以内，并视工作面顶煤冒落情况进行增加或减少日推进度，当采空区完全充分冒落后方可进行正常速度回采、放煤工作。工作面开采初期，直
接顶未垮落，顶煤不易冒落，可采取以下措施：放慢割煤，使顶煤和直接顶离层破碎、垮落。工作面回采前，为使工作面顶煤能够及时垮落，在支架
前梁处打设炮眼，进行装药爆破。炮眼眼距1.75m，眼深分为8m和15m，仰角60°，眼底朝向工作面采空区侧，使整个工作面
顶煤爆破形成沟槽，便于切眼顶煤及时垮落。工作面过DF29断层DF29断层（H：15～30m，∠60°～70°）为40110
1工作面施工期间揭露断层，同时于401102回风巷里程410m处揭露，断距6m，致使巷道顶板破碎。目前巷道已通过断层，后期受其
影响不大，但仍应加强观测，确保安全施工。六、工作面设备选型、布置及智能化改造（一）采煤机械采高（m）截深（mm）滚筒直径（mm）牵
引速度牵引力电动机功率（kw）机面高度（mm）电压等级V喷雾灭尘方式重量（t）3.580022400-12m/min890-547
154016603300内外喷70（二）液压支架支护强度计算按经验公式计算顶板载荷Pt=8×9.81hγ=8×9.81×3.5×2
.5=686.7kN/m2≈0.687MPa式中：Pt—顶板载荷（MPa）H—采高（m）γ—顶板岩石容重（t/m3），一般可取
2.5。ZF13000/21/40型放顶煤液压支架支护强度为P=1.27-1.28MPa，大于顶板载荷0.687MPa,因此
ZF13000/21/40型放顶煤液压支架满足工作面支护需要。序号名称规格型号单位数量1中部支架ZF13000/21/40架9
82过渡支架ZFG13000/24/40H架73端头支架ZQL2X6000/23/45组14运顺超前液压支架组ZQL2X6000/
23/45组15回顺防冲液压支架组ZQL2X3200/19/38组366采煤机MG620/1540—WD台17前部刮板运输机SGZ
1000/2×855台18后部刮板运输机SGZ1200/2×855台19转载机SZZ1350/700台110破碎机PCM400台1
11皮带机DSJ140/300/3×630部112皮带机自移装置DY1400台113乳化液泵BRW630/37.5台314乳化液泵
箱RX630/70台215辅助泵箱FRX630/70A台116喷雾泵BRP516/16台317喷雾泵箱KPX500/20A台218
气雾阻化泵BH-160/16-G套219皮带机控制系统KTC101-Z套120工作面控制系统KTC101套221移动变电站KBSG
ZY-2000/10/1.2台122移动变电站KBSGZY-2000/10/1.2台123移动变电站KBSGZY-2500/10/
1.2台124移动移相变电站KBZSGZY-1600/10/3.3台425变频器BPJV-1400/3.3台426变频器BPJ-8
00/1.14台327变频器ZJT1-800/1.14台228软启动QRJ-400/1.14台229移动变电站KBSGZY-315
0/10/3.3台130移动变电站KBSGZY-500/10/1140(660)台431馈电开关KBZ400-660/1140台1
23280开关QBZ-80N台103380开关QBZ-80台1034照明信号综保ZBZ-12.5-660/1140台1035组
合开关KJZ-1500/3300-9台136组合开关KJZ-1500/1140-11台137组合开关KBZD-4X1000/114
0(660)台238组合开关KXJ9-390/1140(660)S台1（三）401102工作面设备配备表（四）智能化改造一、设备
升级改造及需要具备的技术功能（一）相关设备情况序号名称规格型号单位数量备注1中部支架ZF13000/21/40架982过渡支架ZF
G13000/24/40H架73采煤机MG620/1540-WD台14自动化控制系统顺槽监控操作中心、地面监测监控软件套1（二）新
购设备情况序号设备主要参数单位数量1自动化控制系统液压支架、采煤机、刮板输送机、乳化液泵站等设备智能联动控制（智能化工作面技术要求
），运行状态监测（视频、语音、远程集中控制）套12采煤机自动化升级MG620/1540WD台13屏蔽增强光纤电缆MCPT（B
）-1.9/3.33×120+3×50/3+6×2.5+09m500二、液压支架电液控改造支架改造：孟村矿401
101综放工作面回撤升井的98台ZF13000/21/40型中部架、7台ZFG13000/24/40H型过渡架进行改
造，涉及到支架推移千斤顶进行传感器预埋安装。需实现电控移架、成组控制、位移辨识、信号闭锁反馈及急停、故障显示及报警、自动补压、带压
移架、矿压监测、支架参数工况具有上传功能，与煤机实现跟机自动化控制，增加自动喷雾及监控设施。需增加视频实时监控与上传功能。支架远
程操控系统具有远程与就地切换功能，实现人工对智能控制不足的补充。支架改造明细序号名称规格、型号及说明单位数量1矿用本质安全型支架
控制器ZDYZ-Z台1052支架控制器护罩ZDYZ-01-B个1063矿用本质安全型电磁阀驱动器ZDYZ22-Q台1054矿用隔爆
兼本质安全型电源KDW127/12台185矿用本质安全型隔离耦合器ZDYZ-G-Z台186电液换向阀24功能台1057自动反冲洗
过滤装置FGZ(900/35/25)台1058钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-6-11根879钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-
6-4根1810钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-6-8根1811钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-6-1根1912矿用本质安全型
支架服务器ZDYZ-F台113矿用本质安全支架无线遥控器ZDYZ-Y（A）台1014遥控器充电器ZDYZ-10台215矿用本质安全
型汇接器KTU12台10516钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-6-1根10517矿用本质安全型压力传感器GPD60只31518矿
用本质安全型声光报警器KXB12只10519矿用本质安全型接近开关KH12只10520钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-4-2-A
根210214芯联接器三通LBK4-S-G个10522钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-4-3根30523钢丝编织橡胶护套连接器
LCYVB-4-8根10524矿用本质安全型行程传感器GUC1200(B)只10525磁环M40个10526行程转接器LBP4.B
.00个10527矿用本质安全型红外接收传感器FYS3.5只10528矿用本质安全型红外发射传感器FYF3.5只129钢丝编织橡胶
护套连接器LCYVB-4-3根10530钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-4-7根10531钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-4-
3.5根10532钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-4-4根105334芯软线联接器延长线LBP4-2根134矿用隔爆兼本质安全
型监控主机KJD127台135钢丝编织橡胶护套连接器LCYVB-7-1-100根4366芯连接器两通LBK6-L个3374芯转
6芯连接器两通LBK4-L-6个1384芯软线联接器延长线LBP4-2根1电液控制系统技术要求本技术方案所涉及到的液压支架电
控系统配置包含控制器，传感器(压力传感器，行程传感器，红外接收装置等),电源箱，隔离耦合器，主阀及其附属备件等设备。支架电液控
制系统选用国内优质成熟产品。支架配置电液控制系统，能够完成支架的各种动作功能。支架电液控制系统采用有线+无线双总线通讯，有线总线断
路无线总线仍可以传输架间急停信号。电液控制系统显示菜单语言为简体中文。支架可实现成组程序自动控制，包括成组自动移架、成组自动推溜。
支架可实现邻架/隔架电控的手动电控操作及邻架自动操作，实现本架电磁阀按钮的手动操作。系统通过对采煤机位置及运行方向的识别，可以实现
工作面液压支架跟随采煤机作业的自动化控制功能：自动移架、自动推溜、自动伸收伸缩梁、护帮板控制功能。系统具备初撑力自动保持功能，补偿
初撑力可调（不超过泵压）；具有带压移架功能。系统具备与采煤机配合进行全自动化的双向、单向割煤功能。支架电液控制系统本身信息及需要上
传的其它综采设备（采煤机、刮板输送机、转载破碎机、乳化液泵站、组合开关等设备）信息能够通过井上下数据传输系统上传到地面，并在井下和
井上用计算机显示，接入到矿井自动化系统，免费向其提供符合用方需求的数据格式，采用标准OPC/UA协议。电液控制系统设有声音报警
、急停、本架闭锁及故障自诊断显示功能，并能方便地进行人工手动操作，能够在线进行参数调整设定。电液控制系统的电源为隔爆兼本安型，供电
电压为AC127V50Hz，电源数量按1台/6架配备；电源输出4路DC12V，支架控制器采用专用电源，与电磁先导
阀和传感器分开供电。电液控制系统具备非常好的防水防尘能力，主要电液控制装置外壳防护等级不低于IP68。电液控制系统具备抗干扰能力
，不允许有误动作。电控系统连接器的插接可靠，有较好的抗砸、抗挤、抗拉能力，插接灵活。压力传感器的量程不小于60Mpa，每架安装
2个压力传感器，安装在立柱单向锁上。压力传感器测量立柱下腔压力，监测支架对顶板的支护效果。电液换向阀为分体式结构，保留原手动操作
手柄，手柄直接推动主阀芯。主阀采用耐腐型不低于316优质不锈钢材质，流量不低于400L/min。阀芯采用插装式，电磁阀驱动接
口采用防水性能可靠的U型销快插连接密封形式。操作指示牌固定在主阀上，标示清晰。电磁先导阀先导部分采用全黄铜材质，具有良好防尘防
水防腐能力。电液控制换向阀、控制器加装不锈钢防护罩。电液控换向阀配备先导阀过滤器，过滤精度不低于25μm；每台支架配备自动反冲洗
过滤器，流量不低于900L/min。电液控系统为非主-从机型，当工作面控制系统与顺槽控制主机断开后，仍能完成各种操作功能和操作模
式设置。所有液压产品按DN系列制造、配置，满足需方现有支架使用要求。所提供的产品要求具有《煤矿安全规程》所规定的各种保护及要求
，必须提供电液控制系统安标证书。每台支架控制器需配置射频接收器，可接收采煤机射频发射器的信号确定采煤机方向和位置，实现支架与采煤机
的联动。每台支架推移千斤顶配置磁致伸缩位移传感器，精度控制在±0.5mm范围内。电液控制系统对立柱的工作压力、推移千斤顶的行程、
煤机的位置、方向等进行监测和数据传输，可通过顺槽控制中心将数据传输至地面并显示，对立柱的工作压力按循环生成相应的图表可供查询。电液
控制系统可对立柱压力等进行监测及分析，支持地面报表打印。电液控制系统可通过本架和邻架的手动、自动操作以及远程操作实现支架成组自动移
架和推溜、成组伸收护帮板等功能。支架能满足与采煤机、刮板机进行自动割煤要求。电液控制系统可实现支架与采煤机、刮板运输机配合进行全自
动化的双向、单向、部分截深割煤。单台支架移架时，完成一个工作循环时间不大于12秒，并且移架数量根据矿方采煤需要随机调整。电液控
制系统具有无线遥控操作功能，无线遥控器采用轻材质可单手操作，无线充电，电池满足24小时连续工作。工作面共配备12个无线遥
控器，用于无线遥控液压支架单架动作和成组动作,控制范围为左右各3架。支架电液控制系统需与支架喷雾降尘装置配套，成组自动喷雾（含
降柱、移架、割煤时自动同步喷雾）、跟机喷雾，又可本架、邻架的手动或自动操作并可进行远程集中控制。三、采煤机自动化升级孟村矿401
102综放工作面的采煤机是新购置的智能化采煤机，具备智能化采煤机的技术要求，智能化采煤机具备以下功能：采煤机增加自身工况、油位、
关键点温度、转速、运行速度等传感器，信号集控显示并上传及煤壁视频系统。增加远程视频控制系统（可布置多个）及随机视频监控系统（至少
2个），增加参考基准调整功能，实现采高信息精确控制和煤机实时运行工况监控功能。主要监测功能与生产相关数据：采煤机的位置、左右滚筒
高度、机身仰俯角度、牵引方向、速度、各电机工作电流及温度的监测与显示等。运行环境数据：液压系统泵箱内液压油的油位，冷却水流量、压力
，油箱温度等。故障信息：电机漏电闭锁报警等。参数信息：电机过热报警设定值等。采煤机记忆截割与智能化技术要求采煤机具有记忆截割功能，
相关数据被存入采煤机内的计算机存储器中。在模拟截割模式下，采煤机自动重复采煤机在示范刀截割模式下存入采煤机内计算机存储器中的所有运
行动作。采煤机在自动运行状态下，可以人工干预修正采煤机动作。人工干预修正值可自动覆盖原数据，在采煤机下一刀截割中运用。在倾角修正模
式下，当采煤机自动截割的横纵向倾角与学习截割模式下的倾角发生偏差，采煤机自动修正摇臂姿态，进行倾角补偿。四、自动化控制各子系统综放
智能化控制系统功能实现具有在地面调度中心对综放工作面设备的“监测监控”功能。具有在顺槽控制中心对综采工作面设备的监测及集中控制功能
，具备“一键”启停功能。具有采煤机工况监测和远程控制功能。具有液压支架工况监测和远程控制功能。具有工作面运输设备工况监测和集中控
制功能。具有泵站系统设备远程控制功能。具有对工作面设备的数据集成、处理、故障预警、管理等功能。具有工作面工业以太网，在工作面实现数
据高速传输。具有工作面视频系统，实现对主要综放设备的实时监控。具有井上下数据传输功能。当综放工作面自动化控制系统出现故障时，各子系
统不受综放智能化系统控制，保证在检修和综放自动化控制系统出现故障时，各子系统能单独开车，确保生产不受影响。采煤机自动化技术要求具备
常规采煤机的基本就机控制功能，可以通过顺槽控制台远程启动。配置远程集中控制箱，能够与智能化控制系统连接传输。具备记忆截割功能，满足
不同工作面的采煤工艺要求，记忆截割的示范刀可以修改。通过顺槽控制台可实现采煤机自动运行记忆截割模式，并可以随时进行人工干预。通过顺
槽控制台可控制采煤机的牵引、调高和电机的启动、停止。可以在顺槽控制台观察采煤机的完整工作数据，并将这些数据上传给自动化控制系统的主
机。交流变频调速，具有恒功率自动调速，重载最大牵引速度不小于6m/min，空载最大牵引速度不小于12m/min。采煤机通讯稳定
可靠，支持全功能远程操作控制及煤机运行状态的远程全面监视，从顺槽到采煤机的内部指令传输延迟不大于200ms。具备参数化编程设定
等功能，可以根据采煤机的工作过程自动建立工作面模型，调整模型即可修改采煤机自动运行轨迹。“三机监测”与变频控制子系统监测功能刮板送
输机、转载机、破碎机配置成套的监测装置，实现对各个动力部运行参数的监测。监测系统具备故障显示与诊断功能；实现对减速器、电机的实时监
测，并实现数据上传。刮板机基本控制功能通过设备启动时对机头、机尾部电机的速度、加速度等的独立控制，使刮板机先张紧下链道链条，再顺序
启动，低启动冲击，避免松链跳齿。为刮板输送机安全运行提供了全面的保护功能，包括过载、短路、接地、急停等，确保刮板输送机在出现故障
的时候能够立即停车。拥有断链保护，过载保护和刮板机的常规保护。可以实现对变频器的启停控制功能。刮板机智能控制功能启动控制软启动功能
：启动时间0-1800s可调。重载启动：采用直接转矩控制，零速下转矩达2.2倍额定转矩。刮板机预张紧启动控制：启动时先起机
尾，预张紧输送机底链。低速检修模式检修速度可调，用于平时检修。正反转控制提供正反装控制接口，可以通过发送正反转命令，实现刮板运输机
反转运行。平衡控制根据负载不同，自动分配机头和机尾驱动的功率。远程智能通讯接口控制系统具有标准MODBUS总线接口，满足与矿井
自动化系统的通讯需求，可将整个驱动系统的数据上传至地面调度室。还可通过远程访问查看设备运行状态，观察数据运行情况，需要时做提前预防
工作。确保刮板输送机在出现故障的时候能够立即停车。刮板运输机系统驱动部数据库控制系统能够对刮板运输机的驱动部的运行时间，距离进行记
录，并且形成数据库。通过远程智能通讯接口上传至矿井自动化系统。能够自动进行设备磨损情况维护报警，形成预防性维护报告，确保磨损部件及
时更换，问题部件及时发现，减少维护时间和大故障发生的概率。工作面语音通讯控制系统工作面通讯控制系统可对工作面刮板运输机、转载机及破
碎机、顺槽带式输送机进行启停、闭锁控制。控制器系统以文字及动态图形的方式显示设备运行状态、沿线电话状态、传感器状态、各检测点的输入
数值、控制器自检信息、其他连锁设备包括变频器、制动器、张紧设备、磁力启动器等的运行状态及故障报警信息等。五、自动化控制总系统系统工
作模式分为本地模式、远控模式和自动三种模式。能对各分系统进行分别设置本地模式、远控模式和自动模式。某分系统或总控区处于急停时，均不
能进行一键启动。某分系统处于急停时，不能远程控制该分系统的设备。在所有模式下，集控中心监测各分系统所有设备的状态信息以及故障信息，
并对故障进行提示与预警。实现地面分控中心对工作面设备的远程监测及控制功能。顺槽监控中心工作面顺槽监控中心是整个工作面协调机制的大脑
，主要由矿用隔爆兼本质安全型监控主机3台、矿用本安型显示器6台（其中液压支架远程操作台1台、采煤机/三机操作台1台
）、交换机、电源等设备组成。监测及控制功能要求具有对采煤机工况监测与远程控制功能。具有对液压支架工况监测与远程控制功能。具有对工作
面运输设备工况监测与远程自动化控制功能。具有对泵站系统工况监测与集中自动化控制功能。具有对皮带系统工况监测与远程启停控制功能。具有
在井下顺槽集控中心对综放工作面设备按照逆煤流顺序“一键”启停功能，具备单设备远程启停功能，且在任何可控设备远程启停前必须具备在工作
面进行语音预警功能（语音预警功能需要语音通信厂家支持）。工作面设备与监控中心各主控计算机的通信状态显示。工作面语音系统状态显示，包
括电话闭锁状态显示、急停状态显示和断路位置显示（断路的具体架号）。工作面设备保护信息显示，包括漏电、断相、过载、各种故障状态、数字
信号的反馈等。可在监控中心进行工作面视频显示，可对视频进行管理、查询、存储。具有历史故障查询功能，对出现故障的地方进行记录。工作面
工业以太网工作面以太网主要由矿用本质安全型综采综合接入器（或本安型交换机）、矿用隔爆兼本质安全型稳压电源、8C快插光缆、矿用光缆
等组成。系统采用1000Mpbs综合网络接入器，3个千兆环网口，与矿业公司目前形成环网。每6个支架配备1台本质安全型
交换机，每台接入器通过1台双路矿用隔爆兼本质安全型稳压电源供电。配备3台矿用本质安全型光电转换器，其中监控中心配备1台
，工作面端头配备1台，工作面端尾配备1台。每台配备矿用隔爆兼本质安全型稳压电源供电，监控中心至工作面端头、监控中心至工作面端
尾之间通过矿用光缆连接，形成千兆工业以太环网。每台本安型交换机作为一个以太网节点，可接入以太网信息，包括视频信息与数据信息，还可进
行模拟量与数字量的采集。以太网通信速率：1000Mbps，通信协议：TCP/IP。集控中心的网络交换机具体功能要求如下：（1）5
个百兆网口，可以连接各类以太网接口设备，如隔爆计算机；（2）3个RS485转以太网网关。本安型交换机具备Vlan划分功能
，将工作面数据流与视频等信息分开，并对各个子网进行流量限制，保证重要数据获得足够网络资源进行传输。以太网通信速率：1000Mbps
，通信协议：TCP/IP。（6）工作面内部连接方式：铠装电缆（有线方式）。工作面视频系统工作面视频系统包括矿用本质安全型摄像仪、矿
用本质安全型显示器和矿用本质安全型操作台、安装电缆及附件等组成。每6个支架配备3台矿用本质安全型摄像仪，安装于支架的顶梁，
一台拍摄方向与工作面平行，其余两台照向煤壁（每3架布置一台），视频系统传输延迟要求500ms以内。实现在视频显示器上跟随采
煤机自动切换视频画面。矿用本安型摄像仪需是网络摄像仪，采用以太网进行视频传输，摄像仪传输接口应采用以太网电口传输，具有红外补光功
能，摄像仪通过有线的方式接到综合接入器，通过接入器供电及进行视频信息的传输。地面调度中心可对监控中心进行监测，以防监控中心长期处
于无人状态。在监控中心配备2台矿用本质安全型显示器，进行工作面视频显示，实现在视频显示器上跟随采煤机自动切换视频摄像仪画面，视
频显示器传输接口采用以太网电口传输，传输速率：100Mbps。在前后部刮板机机头、机尾、转载机头、转载机尾、监控中心、泵站、电气设
备、皮带机头各安装1台矿用本质安全型摄像仪，进行实时监控。具备对工作面煤壁的无死角覆盖监控，自动跟随采煤机切换前后滚筒近景与前
后远景。在超前支架处支架前后端各安装1台矿用本质安全型云台摄像仪，进行实时监控。保证工作面128路高清视频图像地面存储不低于
1个月时间；存储服务器自带磁盘冗余功能，保障视频数据的可靠保存。视频系统具备第三方接口，第三方自动化软件通过接口可访问工作面实
时视频移流数据。工作面摄像仪具备低照度、宽动态、强光抑制、红外补光、水雾及煤尘穿透功能，其中云台摄像仪云台水平旋转角度范围不小于
180°，光学变焦不小于4倍，最低像素不低于720P，水平广角不低于90°。地面录像服务器仅对重点采集点（采煤机工作区域、
监控中心及其它相关采集点）的视频进行动态录像，且录像存储时间不小于30天。液压支架远程控制在工作面电液控制系统的基础上，实现在
工作面顺槽监控中心对液压支架的远程控制。在工作面顺槽监控中心设置一台液压支架远程操作台，以电液控计算机（液压支架电液控制系统提供）
主画面和工作面视频画面为辅助手段，通过操作支架远程操作台实现对液压支架的远程控制。显示所有支架立柱压力，推移行程，控制模式。显示所
有支架控制器的急停状态、通信状态、驱动器与支架控制器通信状态。显示工作面的推进度，包括当班和累计进度。对任意支架进行远程控制，主要
包括推溜，降架，拉架，升架，以及其他功能动作。可以在顺槽监控中心显示工作面液压支架姿态。采煤机远程控制在监控中心配置一台本安型操作
台，可依据采煤机主机系统及工作面视频系统实现对采煤机的远程控制。采煤机自身需具备智能化控制系统，包括记忆割煤等高级功能。实现采煤机
数据接收、传输，通过与主机进行双向通信，实现在顺槽和地面监控中心对采煤机实时远程自动监测、监控,包括对采煤机启停运行状态、运行方
向、采高、速度、位置等数据。采煤机所有控制功能（控制功能包括：启停采煤机液压电机，启停截割电机，启停牵引电机，更改行进方向，加速和
减速，摇臂升降调节，启停记忆割煤等）对智能化控制系统全部开放，实现对采煤机的启停、牵引速度及运行方向的远程控制。实现煤流平衡控制。
当刮板运输机负荷超限时，能够自动实施对采煤机闭锁控制。具备记忆截割功能，满足不同工作面的采煤工艺要求，记忆截割的示范刀可以修改。通
过顺槽控制台可实现采煤机自动运行记忆截割模式，并可以随时进行人工干预。7.通过顺槽控制台可控制采煤机的牵引、调高和电机的启动、停
止。可以在顺槽控制台观察采煤机的完整工作数据，并将这些数据上传给智能化控制系统的主机。采煤机通讯稳定可靠，支持全功能远程操作控制及
煤机运行状态的远程全面监视，从顺槽到采煤机的内部指令传输延迟不大于200ms。具备参数化编程设定等功能，可以根据采煤机的工作过程
自动建立工作面模型，调整模型即可修改采煤机自动运行轨迹。工作面三机、胶带输送机、泵站及组合开关数据集成及集中控制1.实现与工作面
三机、胶带机控制器等设备的双向通信。实现对刮板运输机、转载机、破碎机及胶带输送机的单设备远程起停控制。实现对刮板运输机、转载机、破
碎机及胶带输送机的顺序远程起停控制。实现对运输机、转载机及破碎机等设备的集中控制。实现与胶带机控制系统的双向通信。实现与组合开关的
双向通信。采煤机、刮板运输机、转载机、破碎机、胶带输送机、泵站开关状态显示，包括各个回路运行状态、电流大小、电压大小以及漏电、断相
、过载等故障状态显示。实现与泵站控制器的双向通信。实现对泵站的单设备起停控制。支架电控、采煤机、刮板机、泵站控制系统、顺槽皮带、供
电系统、开关、语音通讯控制系统等具备相应的传感器、开放相应的通讯接口、数据及远程控制权限。工作面照明系统提供工作面LED照明，
对视频系统与工作面提供良好的光照条件。每1台支架安装1台LED照明灯，安装于支架的顶梁上，工作面两端机头机尾支架分别安
装一台LED照明灯，刮板运输机与转载机搭接处安装一台LED照明灯，每台LED灯照度不小于4000Lux，灯的体积应尽
可能小。配置一台UPS不间断电源作为工作面照明的后备电源，该UPS的容量应满足工作面2个小时的照明需求。六、实施时间计
划1.2020年7月底前完成设备自动化改造；2.2020年8月15日前完成系统地面组装调试工作；3.2021年
8月底前完成401102自动化工作面安装及空载调试工作。七、生产系统（一）运输系统1.运煤路线原煤由工作面刮板输送机→转载机
→破碎机→运顺胶带输送机→401盘区胶带输送机→中央大巷胶带输送机→井底煤仓→井底装载硐室→主井→地面原煤仓→动筛车间→成品仓。
2.设备型号：前刮板输送机（SGZ1000/2×855型）、后部刮板输送机（型号：SGZ1200/2×855型）、转载机（型号
：SZZ1350/700）、破碎机（型号：SZZ1350/700）、运顺胶带输送机（型号：DSJ140/250/3×630，B=1
400mm，Q=2500t/h，v=4.5m/s，α=-8°～5°）、联巷皮带（型号：DSJ120/250/2×400B=120
0Q=2500t/hV=4.5m/s）、401盘区胶带巷皮带机（型号：DTL160/250/2×710，B=1600mm，Q
=2500t/h，v=4.5m/s，α=0°～5.7°）、中央胶带巷一部皮带机（型号：DTL160/340/3×1250，B=16
00mm，Q=3400t/h，v=4.5m/s，α=0°～5.7°）、井底煤仓给料机2台（型号：GLD2000/7.5/B，
Q=2000t/hN=7.5kW型）、101栈桥皮带机（DTL140/180/710，B=1600mm，Q=3400t/h，v
=4.5m/s，α=0°～7°）。（二）辅助运输系统：1.设备、材料运输线路设备运输路线：地面→副立井→副井井底车场→中央二号辅
运大巷→401盘区辅运巷→401102工作面回风巷→401102切眼。材料运输路线：地面→副立井→副井井底车场→中央二号辅运
大巷→401盘区辅运巷→401102回联→401102回顺→401102切眼。2.设备型号：辅助运输采用3T无轨胶轮车
运输，型号为：WC3J。（三）供电系统详见第二章《401102综放工作面供电设计》。（四）供、排水、压风系统详见第三章《4011
02综放工作面供水、供液、压风系统设计》。八、通风及瓦斯、煤尘防治、防灭火详见第四章《401102综放工作面“一通三防”设计》
。九、劳动组织、作业方式劳动组织：采用专业工种追击作业，综合工种分段作业，专业工种与综合工种分工协作。作业方式：采用“四、六”作业
方式，三班生产，一班检修。十、401102综放工作面主要经济技术指标（详见附表）十一、401102综放工作面矿压监测（一）工
作面顶板动态监测分区监测401102工作面液压支架工作阻力随工作面回采的变化情况。工作面顶板动态监测测站布置顶板动态监测采用
KJ24煤矿压力监测系统，工作面每6台支架配备1台四测点数字压力计，共安设18台，另附加2台作为备用。工作面运顺
或回顺超前架段布置1台压力监测子站，用于转接工作面数字压力计信号。工作面顶板动态监测特殊时期的顶板动态监测主要包括初采初放、末
采回撤、初次来压和周期来压，该阶段对支架要进行动态监测，其初撑力必须符合规定。支架初撑力、工作阻力及载荷情况直接由压力监测系统传输
至地面。（二）顺槽顶板动态监测在顺槽内主要通过围岩移动传感器监测巷道顶板离层层位、离层量；通过锚杆（索）应力传感器监测锚杆（索）受
力大小与分布；通过激光测距仪监测巷道顶、底板移近量和两帮位移量。顺槽顶板监测站布置顶板离层监测：两顺槽每50m布置一个顶板离层
监测站,每个测站在巷道顶板正中安装1台围岩移动传感器，两顺槽共安设82台，另附8台备用。锚杆（索）应力监测：两顺槽每
100m布置一个锚杆（索）应力监测站，每个测站在顶板、帮部安装3台应力传感器，两顺槽共安设120台，另附10台备用。
巷道变形监测：在两顺槽重点区域布置巷道变形测站，每个测站布置2台激光测距仪，用于监测巷道两帮及顶、底板移近量，共布置4个变
形测站。3.顺槽顶板动态监测运顺、回顺内各布置1台压力监测子站，用于转接工作面顺槽内信号，另附1台备用。（三）矿压监测数据
收集、分析、处理生产部负责矿压监测数据的收集工作，距工作面200m以内的数据每天收集一次；距工作面200m以外每周进行一
次。根据巷道变形大小，要认真按规定的观测周期进行观测，尤其对处在冲击地压变化较大的巷道，要加密观测。发现损坏、不正常的仪器设备在记
录中注明。安排专人对监测数据及时分析处理，打印日报表和周期报表。日报表对工作面支护质量及煤岩稳定性作出总体评价，并对存在问题向有关
领导汇报。周期报表对顶板离层量、围岩变形量随工作面推进的变化规律进行总结。十二、安全技术措施做好水文地质及瓦斯地质预报工作，为安全
生产提供可靠资料；加强探煤厚的管理工作,确保所掘巷道的层位。工作面安装、回撤过程中，要编制有针对性的措施，严格执行。抓好工作面运顺
设备列车轨道铺设质量及胶轮车运输安全，保证各项工作安全顺利进行。工作面开采前必须认真编制《施工作业规程》并贯彻到每一个职工，在初采
初放期间，严格按工作面《初采初放安全技术措施》执行。过地质构造带或施工方式、劳动组织发生变化、与原施工作业规程不符时，应及时补充施
工措施。在回采过程中，必须坚持正规循环作业，保证工作面设备完好，正常运转。按《401102工作面回采作业规程》要求搞好端头支护及
两巷维护，确保巷道支护安全。严格控制采高，严禁超高,以保证支架紧密接触顶板,正常回采，采高不得低于3.0m,最高不得大于4.0m
。放煤作业过程中，要密切关注顶板岩石的混入情况，出现岩石立即停止放煤。工作面在推进过程中，要密切关注工作面顶板淋水及底板涌水变化，
水量出现异常要停止放煤，存在安全威胁时立即撤出人员。各施工单位建立健全各工种操作规程和各种规章制度并严格，机电设备要做到包机到人，
定期检修，安全保护装置齐全可靠，严禁出现失爆。完善综合防尘措施，各转载点实行开机、喷雾一体化，定期对巷道清扫和洒水降尘。必须配备专
职瓦检员，对工作面、上下隅角、回风巷、进风巷瓦斯、二氧化碳浓度进行检查，超标时立即停止工作，撤出人员，采取措施处理。抓好瓦斯及防灭
火综合治理工作，采取采前预抽、上隅角抽放、高位裂隙钻孔抽放的瓦斯抽采技术；同时进行气雾阻化、束管监测、注黄泥灌浆、注氮及三相泡沫等
多种防灭火技术手段，确保安全生产。开采前，必须对受开采影响的地面的附着物进行妥善处理，采取必要措施，加强对塌陷沉降区的观测，确保人
民生命财产安全。十三、村庄搬迁计划根据现有资料，401102综放工作面涉及搬迁上孟村、礼村（一）搬迁计划礼村搬迁征地工作，计划
2020年6月底完成。礼村搬迁安置房，计划2021年12月底完成建设，礼村搬迁工作完成。（二）搬迁实施方案征求搬迁村
民意见，一部分实施进县购房安置方案。剩余部分搬迁村民，在搬迁安置区域建设搬迁安置房进行安置。第二章401102综放工作面供电设计
401102综放工作面拟由401盘区变电所供电。工作面设备选型及供电设计如下：一、设备配置（一）工作面设备1.工作面设备前部
刮板输送机SGZ1000/2×855型1部后部刮板输送机SGZ1200/2×855型1部采煤机MG620/1540型1
台（二）顺槽设备转载机SZZ1350/7001部破碎机PCM4001台皮带机DSJ140/300/3×6301部乳化液泵BR
W630/37.53台喷雾泵BRP516/163台阻化泵BH-160/16-G2台水泵22KW6台二、电压等级工作面高压供
电电源电压为10KV，负荷采用了3300V、1140V和660V等电压等级供电，信号照明电压采用127V。三、设备布置
设备列车（供电供液共计39车）布置在401102工作面1#联巷处，距切眼2100m，实现长距离供电。皮带机配电点设置
在皮带机头，回顺1140V的配电点设置在401102工作面1#联巷。陕西彬长孟村矿业有限公司401102综放工作面设
计说明书四、工作面负荷统设备名称电机功率KW数量额定电压V需用系数同时系数功率因数tanφ有功负荷无功负荷视在负荷额定电流A刮
板输送机2×855133000.570.90.850.721453.501046.5217102×184采煤机1540133000
.570.90.850.7213099421540254小计3040水泵22311400.50.90.850.7218.713.4
2215皮带液压泵站22111400.50.90.850.7218.713.42215皮带张紧绞车30111400.50.90.8
50.7225.518.363020回柱绞车45211400.50.90.850.7238.2527.544550阻化泵37.52
11400.50.90.850.7231.87522.9537.522小计282顺槽皮带630311400.610.850.725
35.5385.566303×375小计1260转载机700133000.580.90.850.72595428.4700170破
碎机400133000.580.90.850.72340244.8400120刮板输送机2×855133000.580.90.85
0.721077.301088.071531.172×184小计2810乳化液泵站450311400.530.90.850.723
82.5275.4450246喷雾泵125311400.530.90.850.72106.2576.512563小计1670绞车3
0111400.580.90.850.7225.518.363020水泵22311400.580.90.850.7218.713.
4642215小计73.5总计8205.5第39页五、供电方式根据工作面设备配置，总负荷为9075.5KW,采用10台移
变分配负荷供电：1.1＃移变向采煤机、转载机、破碎机供电。2.2#、3#、4#、5＃移变向前、后部刮板输送机供电。3.6＃移变向
乳化泵、喷雾泵、气雾阻化泵供电。4.7#、8#移变向运顺皮带机供电。5.9#、10#移变401101措施巷2#水仓水泵供电
（不作为长距离供电设计）。六、变压器容量的选择计算计算公式：S??PeKxbcos?pj(KVA)需用系数：Sb—计算容量KX
?0.4?0.6Pd?Pe∑Pe—供电系统中所有用电设备额定功率之和(KW)cos?pj—各用电设备加权平均功率因数,取0
.7～0.8。KX—需用系数。Pd--单台电机最大负荷（KW）1.根据负荷统计，7＃移变负荷为1882KW，电压等级1140V
,其中同时启动电机最大功率3×610KW。采用变频起动的方式。KX?0.4?0.6Pd=1?PeSb??PeKXCOS?
pj(KVA)=1300KVA因确定容量Sbe应大于计算容量Sb及移变的互换性，所以确定选用7＃移变为KBSGZY-
2000/10/1.14型。2.8＃移变负荷为410KW，电压等级1140V,其中单台电机最大功率710KW。KX?0
.4?0.6Pd?Pe=0.63Sb??PeKXCOS?pj(KVA)=1532kVA因确定容量Sbe应大于
计算容量Sb，所以确定选用8＃移变为KBSGZY-2500/10/1.2（0.69）型。3.6＃移
变负荷为1725KW，电压等级1140V,其中单台电机最大功率450KW。KX?0.4?0.6Pd?Pe=0.4+0.6
×450/1600=0.56Sb??PeKXCOS?pj(KVA)=1725×0.56/0.7=1380KVA因确定容
量Sbe应大于计算容量Sb,所以确定选用6＃移变为KBSGZY-1600/10/1.2型
。4.2#、3#、4#、5＃移变负荷为855KW，电压等级2×1.905KV,其中同时启动电机最大功率855KW,采用
BPJV-1400/3.3型变频器启动，配套选用KBSGZY-1600/10/2×1.905KV型移相变压器。5.1＃移变负
荷为2430KW，电压等级3300V,其中同时启动电机最大功率1540KW。Sb??PeKXCOS?pj(KVA)=264
0×0.75/0.7=2828KVA式中需用系数：KX?0.4?0.6Pd?Pe=0.4+0.6×1540/2650=0.
75因为确定容量Sbe应大于计算容量Sb,确定选用1＃移变为KBSGZY-3150/
10/3.45型。6.9#、10#移变负荷按400KW考虑，电压等级1140V,其中单台电机最大功率200KW。KX?
0.4?0.6Pd?Pe=0.4+0.6×250/400=0.78Sb??PeKXCOS?pj(KVA)=400×0.7/0.
7=400kVA因确定容量Sbe应大于计算容量Sb及考虑移变的互换性,所以确定选用9#、10#移变为KBSGZY-10
00/10/1.2（0.69）型。七、高压电缆截面的选择计算1.6#、7#移变拟由1根MYPTJ-10KV3×95+3×50
/3+3×4型电缆供电。长时允许负荷电流Iy=276A电缆长时负荷电流计算值为：Kx?Pe?1033UeCOS?p?jpjI
f＝=0.51×3782/1.732/10/0.7/0.9=177A需用系数：KX?0.4?0.6Pd?Pe=0.4+0.
6×710/3782=0.51校验采面第一趟高压电缆（95mm2）按长时允许负荷电流校验：电缆长时允许负荷电流Iy=276A>I
f=177A，所选高压电缆满足要求按热稳定校验电缆截面3?10000假定井下401盘区变电所10KV母线上最大短路容
量100MVA，其最大三相稳态短路电流为：3UI?(3)Sd??100?106=5773.7AI(3)?jtAmin
?C=5773.70.2593.4=30.9mm2式中tj——短路电流的遐想时间，考虑井下的高压过电流保护为连续动作，取
遐想时间为tj=0.25s；C——电缆得热稳定系数，铜芯橡套电缆C=93.4所需电缆横截面Amin=30.9mm2<95mm
2，所以所选电缆能够满足综放工作面高压供电热稳定要求。2.2#、3#及4#、5#移变拟由1根MYPTJ-10KV3×95+
3×50/3+3×4型电缆供电，长时允许负荷电流Iy=276A；同上，校验采面第二趟高压电缆（95mm2）按长时允许负荷电流
校验：电缆长时允许负荷电流Iy=267A>If=172A，所选高压电缆满足要求。按热稳定校验电缆截面min所需电缆横截面A=3
0.9mm2<95mm2，所以所选电缆能够满足综放工作面高压供电热稳定要求。3.1#移变拟由1根MYPTJ-10KV3×95
+3×50/3+3×4型电缆供电，长时允许负荷电流Iy=267A。校验采面第二趟高压电缆（95mm2）按长时允许负荷电流校验
：电缆长时允许负荷电流Iy=267A>If=159A，所选高压电缆满足要求。按热稳定校验电缆截面min所需电缆横截面A=2
3.6mm2<95mm2，所以所选电缆能够满足综放工作面高压供电热稳定要求。八、低压电缆截面的选择计算1.7#移动变电站低压配电系
统移动变电站至组合开关的干线电缆，选用3根MCPTJB-1140V3×185+1×70/3+3×2.5电缆。电缆长
时允许负荷电流Iy=3×386A=1158A电缆长度L=200m，电机选用3根MCPTJB-1140V3×185+
1×70/3+3×2.5电缆，长时允许电流386A。电缆长度分别为40m、50m、60m。按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆
截面长时负荷电流计算值为Kx?Pe?1033UeCOS?p?jpjIf＝=0.72×1882/1.732/1.14/0.7/0.
9=1089A需用系数：KX?0.4?0.6Pd?Pe=0.72运顺皮带控制采用变频起动。按正常允许电压损失校验电缆截面①
正常运行时变压器内部电压损失?Ub%?Sb(UrCOS?b?UXSin?b)Sbe=2.58V?Ub??Ub%Ue
1003450＝2.58×＝86.59V100查得:短路损耗?P=8500?PUd=5Ur=Ux＝Sbe?10＝8500/
3150/10=0.27Ud?U22r=（52-0.252）1/2＝4.99②移变至组合开关干线电缆的电压损失校验电缆电阻RL
=R0L=0.230×0.2=0.046电缆电抗XL=X0L=0.076×0.2=0.0152电压损失?UL?3Ie(RLCOS
??XLSin?)3＝×386×(0.054×0.7+0.0152×0.714)＝32V③皮带机电缆的电压损失校验电缆电阻RL=
1.18R0L=1.18×0.616×0.06＝0.044电缆电抗XL=X0L=0.084×0.06＝0.005电压损失?U
L?3＝3Ie(RLCOS??XLSin?)×97.2×(0.044×0.7+0.005×0.714)＝5.79V实际电压损
失：△U=△Ub+△UL=86.59V+2.58V+32V=121V允许电压损失：△Um=1200-1140×0.95=117
V因为：△Um=117V<△U=121V,可以调低变压器高压侧一个档位，使低压侧电压提高用以满足电缆要求。2.6#移动变电站低压配
电系统移动变电站至组合开关的干线电缆，选用3根MCPTJB-1140V3×120+1×50/3+3×2.5型电缆供电。
电缆长时允许负荷电流Iy=3×315A=945A按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面因为Iy=945A>If=711.5A，
所选电缆满足要求电缆长度：20m/根，共计80m。①乳化液泵负荷电缆选择根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：乳化液泵选用
4根MCPTJB-1140V3×70+3×35/3+3×2.5型电缆，电缆长时允许电流220A>180A，满足要求。电缆
长度分别为55m，60m，65m，70m；共计250m。②喷雾泵电缆选择根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：喷雾泵选用
3根MCPTJB-1140V3×35+3×16/3+3×2.5型电缆，电缆长时允许电流115A>63A，满足要求。电缆长度
分别为35m，40m，45m；共计120m。按正常允许电压损失校验电缆截面①移变至组合开关电缆干线电缆的电压损失校验实际电压损
失：△U=△Ub+△UL=30V+7.78V+7.27V=45.05V允许电压损失：△Um=1200-1140×0.95=
117V因为：△Um=117V>△U=45.05V,所以电缆满足要求②喷雾泵电机电缆的电压损失校验实际电压损失：△U=△Ub+△
UL=30V+7.78V+2.92V=40.7V允许电压损失：△Um=1200-1140×0.95=117V因为：△Um=117
V>△U=40.7V,所以电缆满足要求3.1#移动变电站低压配电系统移动变电站至组合开关的干线电缆，选用2根MCPTJB-3
300V3×120+1×50/3+3×2.5型电缆供电。电缆长时允许负荷电流Iy=2×315A=630A电缆长
度L=20m。按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面因为Iy=630A>If=454.61A，所选电缆满足要求A：工作面采
煤机电缆根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：采煤机选用1根MCP-3300V3×120+1×50/3+3×2.5型电
缆。电机电缆长度1900m。电缆长时允许电流315A>262A，满足要求。B：工作面转载机负荷电缆根据计算和《煤矿安全规程》的
有关规定选择：转载机电机（高速）选用1根MCPTJB-3300V3×95+1×50/3+3×2.5型电缆，长时允许电流
267A>170A。电机（低速）选用1根MCPTJB-3300V3×70+3×25/3+3×2.5电缆,长时允许电流21
0A>108A。转载机电缆长度1700m。C：工作面破碎机负荷电缆破碎机型号：PLM4500Ie=90A根据计算和《煤矿安全规程
》的有关规定选择：破碎机选用1根MCPTJB-3300V3×70+3×25/3+3×2.5型电缆，长时允许电流210A>
90A。电缆长度1700m。按正常允许电压损失校验电缆截面A：正常运行时变压器内部电压损失143.52VB：移变至组合开关电
缆干线电缆的电压损失校验电压损失5.43VC:采煤机电缆的电压损失校验按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面①支线长时允许负荷
电流0.63?1330?1033?3300?0.7?0.8If??262A需用系数：Kx=0.4+0.6
×500/1330=0.63②按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面因为Iy=315A>If=262A，所选电缆满足要
求。a、正常运行时变压器内部电压损失?Ub%?Sb(UrCOS?b?UXSin?b)Sbe=2430×(0.342×0.
7+5.489×0.714)3150=4.16V?Ub??Ub%Ue＝4.16×3450＝143.52V100查得:短
路损耗?P=10800?P100Ud=5.510800Ur=Sbe?10＝315010=0.342Ud?U22
r5.52?0.3422Ux＝=＝5.489b、移变至组合开关电缆干线电缆的电压损失校验电缆电阻RL=1.18R0L=1.1
8×0.230×0.03=0.008电缆电抗XL=X0L=0.076×0.03=0.0023电压损失?UL?3Ie(RLCOS?
?XLSin?)3＝×433×(0.008×0.7+0.0023×0.714)＝5.43Vc、采煤机电缆的电压损失校验电缆电阻R
L=1.18R0L=1.18×0.230×1.9＝0.516电缆电抗XL=X0L=0.076×1.9＝0.1444电压损失?
UL?3Ie(RLCOS??XLSin?)3＝×262×(0.516×0.7+0.1444×0.714)＝210.69V实际
电压损失：△U=△Ub+△UL=210.69V+143.52V+5.43V=359.64V因长距离供电，调整移变二次侧电压档位，
二次侧出线电压可达到3600V，可满足供电压降需求。允许电压损失：△Um=3600-3300×0.95=465V因为△Um=4
65V>△U=359.64V,所以电缆满足要求。4.2#、3#、4#、5#移动变电站低压配电系统移相变压器至变频器的干线电缆，选
用4根MCP-3300V3×95+3×50/3+3×2.5型电缆供电。电缆长时允许负荷电流：Iy=4×265A=106
0A（1）按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面因为Iy=1060A>If=720A，所选电缆满足要求。1工作面后刮板输送机
负荷电缆根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：电机选用2根MCPTJB-3300V3×95+3×50/3+3×2.5
型电缆，长时允许电流530A>360A。刮板机电缆长度：机头1700m，机尾1900m。2作面前刮板输送机负荷电缆根据计算和
《煤矿安全规程》的有关规定选择：电机选用1根MCPTJB-3300V3×95+3×50/3+3×2.5型电缆，长时允许电
流267A>184A。刮板机电缆长度：机头1700m，机尾1900m。(2)正常运行时变压器内部电压损失?Ub%?855S
b(UrCOS?b?UXSin?b)Sbe=1600×(0.525×0.7+5.475×0.714)=2.285V(手册软
件计算值：2.56)?Ub??Ub%Ue100＝2.285×查得:短路损耗?P=84003450100＝78.83VU
d=5.5?P8400Ur=Sbe?10＝1600?10=0.525Ud?U22r5.52?0.5252Ux＝=
＝5.475（3）10kV移变至组合开关电缆干线电缆的电压损失校验查设计手册3×95mm2的电缆在80℃时的电阻为0.2
29Ω/km电缆电阻RL=R0L=0.229×0.3=0.0687（R0为每KM的电缆电阻、0.3km为移变到401
配电室的距离）电缆电抗XL=X0L=0.089×0.3=0.0267电压损失?UL?3＝3Ie(RLCOS??XLSin?)×
181×(0.0687×0.7+0.0267×0.714)＝21V符合标准。5.（最长）3.3kV前后部刮板输送机机尾电机电缆的
电压损失校验电缆电阻RL=R0L=0.229×1.9＝0.4351电缆电抗XL=X0L=0.089×1.9＝0.1691电压损
失?UL?3Ie(RLCOS??XLSin?)3＝×181×(0.4351×0.7+0.1691×0.714)＝104.44
45V实际电压损失：△U=△Ub+△UL=78.83V+104.4445V=183.7425V因长距离供电，调整移变二次侧电压档
位，二次侧出线电压可达到3600V，可满足供电压降需求。允许电压损失：△Um=3600-3300×0.95=465V因为△Um
=465V>△U=183.7425V,所以电缆满足要求。九、保护整定计算及校验两相短路电流计算（1）7#KBSGZY-3150/
10/1.14型移变供电系统短路电流计算变压器高压10000V,二次电压1140V，容量3150KVA，系统短路容量按1
00MVA计算：电源系统:Xy=1.14×1.14/100=0.113Ω高压电缆电阻、电抗：MYPTJ-10kV3×95+1×
50/3+3×2.5型高压电缆L=300mRg=RL/Kb2=0.221×0.3/（10/1.14）2=0.00086Xg
=XL/Kb2=0.08×0.3/（10/1.14）2＝0.00031?(Ud%)2?(PdSbe?10)2A、变压器
电阻、电抗Rb=PdE2e2/Sbe2=8500×1.142/31502=0.001Xb=10Ux%E2e2/Sbe=10×4.
97×1.142/3150=0.021(Ud%)2?(Ur%)2UX%?52?(85001600?10)2==4.97查得
阻抗电压Ud%＝5负载损耗Pd＝8500ΣR=Rg+Rb=0.00086+0.001=0.00186ΣX=Xy+Xg+Xb
=0.113+0.00031+0.021=0.134变压器二次出口端两相短路电流Id1计算2(?R)2?(?X)2Id
1?Ue=4253A三相短路电流Id1(3)=2Id1=4891A3（2）6#KBSGZY-1600/10/1.2型移
变供电系统短路电流计算变压器高压10000V,二次电压1200V，容量1600KVA，系统短路容量按100MVA计算；电源
系统:Xy=0.0144Ω高压电缆电阻、电抗：MYPTJ-10kV3×95+1×25/3+3×2.5型高压电缆L=800
mRg=RL/Kb2=0.221×0.8/（10/3.45）2=0.021Xg=XL/Kb2=0.08×0.8/（10/3.
45）2＝0.008①变压器电阻、电抗：Rb=PdE2e2/Sbe2=8500×1.22/16002=0.00
5Xb=10Ux%E2e2/Sbe=10×4.97×1.22/1600=0.045变压器二次出口端两相短路电流Id32计算ΣR
=Rg+Rb=0.021+0.005=0.026ΣX=Xy+Xg+Xb=0.0144+0.008+0.045=0.0672(?
R)2?(?X)2Id12?Ue=8348A三相短路电流Id3(3)=2Id1=9600A3②最远端两相短
路电流计算乳化液泵电机处短路电流Id3计算电缆L=70m2(?R)2?(?X)2两相短路电流Id1?Ue120
0=2(0.031)2?(0.115)2=5042A三相短路电流Id4(3)=2Id1=5822A3喷雾泵电机处
短路电流计算电缆L=45m2(?R)2?(?X)2两相短路电Id52Id1?Ue1200=2(0.085)2
?(0.066)2=5581A三相短路电流Id5(3)=2Id1=6445A3（3）1#KBSGZY-3150/10
/3.45型移变供电系统短路电流计算变压器高压10000V,二次电压3300V，容量3150KVA，系统短路容量按100
MVA计算。①电源系统:Xy=3.452100=0.119Ω；Ue两相短路电Id62=2(?R)2?(?X)2=522
7A三相短路电流Id6(3)=2Id1=6036A3②最远端两相短路电流计算转载机电机处短路电流Id7计算电缆L
=1700m两相短路电流Id72=2Ue(?R)2?(?X)2=4834A三相短路电流Id7(3)=2Id1
=5581A3破碎机电机处短路电流Id8计算电缆L=1700mUe两相短路电流Id82=2(?R)2?(?X)2=
4834A三相短路电流Id8(3)=2Id1=5581A3采煤机短路电流计算电缆长度1900mRg=RL/Kb2=0.
175×1.9/（10/3.45）2=0.0396Xg=XL/Kb2=0.08×1.9/（10/3.45）2＝0.018变压
器电阻、电抗：Rb=PdE2e2/Sbe2=10800×3.452/31502=0.013Xb=10Ux%E2e
2/Sbe=10×5.53×3.452/3150=0.209变压器二次出口端两相短路电流Id32计算ΣR=Rg+Rb=0.03
96+0.013=0.0526ΣX=Xy+Xg+Xb=0.209+0.02+0.209=0.438Ue两相短路电流Id142=
2(?R)2?(?X)2==3740A三相短路电流Id143=2Id15=4318A3（4）2#、3#、4#、5#
KBSGZY-1600/10/2×1.905型移变供电系统短路电流计算①前、后部刮板输送机机尾电机处短路电流计算电缆长度L=1
700m两相短路电流Id152=2Ue(?R)2?(?X)2=23450(0.158)2?(0.368)2=3
970A三相短路电流Id153=2Id16=4584A33前、后部刮板输送机机头电机处短路电流计算电缆长度L=1900m两相
短路电流Id162=2Ue(?R)2?(?X)23450=2(0.35)2?(0.252)2=3912A三相短
路电流Id163=2Id17=4517A3移动变电站高压侧开关、低压侧保护箱的整定计算校验（1）7#移动变电站高压侧开关、低压
侧保护箱的整定计算低压侧保护箱整定计算①过载保护负荷电流计算值Kx?Pe?1033UeCOS?p?jpjIf＝=0.6×2182
/1.732/1.14/0.7/0.9=1052AKX?0.4?0.6Pd?Pe=0.6过载整定：Izg=1100A②短路保
护整定计算值：Izd=Iq+KxΣIe=400+0.6×1100=1060A整定倍数：2倍③灵敏度系数校验：Id2/Izd
＝4253/2200＝1.9>1.5满足灵敏度要求高压侧KBG-500/10型高压开关a过载保护按变压器额定电流整定过载整
定：Izg=0.8Ie=175Ab短路保护短路整定：Id=4Izgc灵敏度系数校验：Id1/KbIzd＝4891/
4×175＝6.91>1.5（2）6#移动变电站高压侧开关、低压侧保护箱的整定计算低压侧保护箱整定计算①过载保护过载整定：Izg=
700A②短路保护短路整定：3倍③灵敏度系数校验：Id2/Izd＝9600/2100＝4.45>1.5，满足灵敏度要求。高压侧
KBG-500/10型高压开关a过载保护过载整定：Izg=90Ab短路保护短路整定：3倍c灵敏度系数校验：Id3/
KbIzd＝11326/277×（10/1.2）＝4.9>1.5（3）1#移动变电站高压侧开关整定计算低压侧保护箱整定计算①过载保
护过流整定：Izg=455A②短路保护短路整定：4倍③灵敏度系数校验：Id7/Izd＝4799/1820＝2.6>1.5满
足灵敏度要求高压侧KBG-500/10型高压开关a过载保护按变压器额定电流整定过流整定：Izg=175Ab短路保护短路整定
：3倍c灵敏度系数校验：Id6/KbIzd＝5287/546×（10/3.45）＝3.34>1.5（4）2#、3#、4#、5
#移相变压器高压侧开关整定计算低压侧保护箱整定计算①过载保护过载整定：Izg=180A②短路保护短路整定：3倍③灵敏度系数校验：
Id17/Izd＝4389/1446＝3.04>1.5高压侧KBG-315/10型高压开关过载保护按变压器额定电流整定过
流整定：Izg=90A短路保护短路整定：4倍灵敏度系数校验：Id13/KbIzd＝4980/360×（10/3.45）＝4.6
7>1.5低压开关的整定:乳化液泵控制开关组合开关整定:一回路、二回路、三回路、四回路负荷电机Ie=190A过载整定Izg=
190A短路整定Lzd=7Izg喷雾液泵控制开关组合开关整定:五回路、六回路、七回路负荷电机Ie=60A过载整定Izg=
60A短路整定Lzd=8Izg采煤机、转载机、破碎机控制开关组合开关整定:①一回路采煤机负荷电机Ie=300A过载整定Izg
=300A短路整定Lzd=6Izg②二回路转载机负荷电机（高速）Ie=165A过载整定Izg=165A短路整定Lzd=8I
zg③三回路转载机负荷电机（低速）Ie=95A过载整定Izg=85A短路整定Lzd=8Izg④四回路破碎机负荷电机Ie=9
0A过载整定Izg=90A短路整定Lzd=8Izg刮板输送机开关整定:由于工作面前后部刮板输送机采用变频启动控制方式，刮板机保
护整定如下：前后溜刮板输送机负荷电机Ie=180A过载整定Izg=180A短路整定Lzd=2Izg皮带机控制开关组合开关整定
一回路、二回路、三回路负荷机电机Ie=40A过载整定Izg=35A短路整定Lzd=8Izg十、通讯及照明（一）通讯系统工
作面设备通讯系统主机安设在设备列车上，控制转载机、破碎机、刮板输送机语音通讯。每8架支架设置1台扩音电话，用于语音通讯。皮
带机通讯设备主机安设在皮带机头配电点处，皮带每100m设置1台扩音电话。（二）照明系统皮带机头设置1台照明综保，供皮带
机头及运顺照明。工作面和设备列车段照明系统由组合开关供电，工作面每8架支架设置1台照明灯。十一、3300V供电安全技术措
施（一）一般规定所有电工进行相应的安全技术培训，考试合格并取得相应资格证后方可上岗作业。电钳工及操作、维护人员应熟知《煤矿安全规程
》、《煤矿机电设备完好标准》、《煤矿机电设备防爆标准》中的有关规定，工作中严格执行操作规程。电钳工应熟知作业地点的巷道布置，熟悉紧
急情况时的停送电顺序和避灾路线。为了便于检修与操作，在控制台处悬挂工作面供电系统图。5.3300V系统所用电气设备、电缆必须符合
《煤矿安全规程》、《煤矿机电设备完好标准》、《煤矿机电设备防爆标准》中的有关规定。入井前，必须按照《防爆设备入井检验制度》进行检验
并签发“入井检验合格证”后方可入井。6.3300V系统的漏电、短路、过负荷、过欠压、漏电闭锁等各项电气保护，必须确保灵敏、可靠，
整定值正确。每天必须对3300V系统的检漏装置进行一次跳闸试验，并做好记录。加强对系统接地保护、漏电保护的管理，严格按照《煤矿
安全规程》、《煤矿井下供电的三大保护细则》的要求进行安装，系统安装结束后，应进行接地电阻测试并做好测试记录。工作面的瓦斯电闭锁装置
，必须保证其动作准确、可靠。通风部应定期对瓦斯电闭锁装置的动作情况进行试验，试验记录要存档备查。工作面高、低压电气设备的标志牌上应
明显标出其电压额定值。高、低压电缆的吊挂应符合《煤矿安全规程》中的有关要求。为确保供电系统的安全，电气设备的绝缘等级和防护等级必须
与电压等级相匹配。当采面自然条件恶劣时3300V设备、电缆遭受淋水、挤压时，必须采取针对性的措施进行处理，确保设备的隔爆性和完
好性。工作面设备列车段必须按规定放置灭火器材，并定期进行检查。进料口、转载机等地点电缆容易碰伤、挤压，必须对电缆采取保护措施。（二
）作业前的准备入井前，电工必须带齐作业所需工具、材料、备件。作业地点必须备有经检查、试验合格的绝缘手套、绝缘靴及相应电压等级的验电
笔。电工必须熟悉所维修范围内的供电系统、电气设备的技术特征及电缆的分布情况。供电干线停电检修、拉移设备列车时，必须事先办理停电申请
，经动力部、调度室审核批准后，将停电申请动力部、交调度室，方可进行停送电。停电和恢复供电时必须由送电联系人拿停电申请去采区变电所办
理，严禁使用电话办理。（三）设备操作及检修作业的安全措施严格按照设备的使用操作手册、操作规程进行操作。工作面设备必须严格执行“停送
电制度”和“一人一锁一钥匙”制度，设备送电前必须对线路下端安全确认到位。设备操作人员应经过培训、考试合格并取得合格证后方可持证上岗
。非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆。5.3300V供电系统检修、调整时，必须
将上一级10KV高压开关停电，断开隔离开关，锁上闭锁，挂停电牌并设专人看管，在高压开关侧验电、放电（放电前检查附近的瓦斯浓度在
0.6%(运顺0.5%)以下时方可操作）确认无误后，方可进行3300V线路的验电、放电、检查、检修，验电时必须使用与电源电
压相适应的验电笔，严格执行停送电制度并坚持“谁停电谁送电”的原则。操作井下3300v高压电气设备时必须由专职电工戴绝缘手套、穿
绝电工缘靴并站在绝缘台上方可进行操作。手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。打开电气设备时，注意保护其结
合面，以免受损。所有开关的闭锁装置必须能可靠的防止擅自送电和擅自开盖的操作，开关手把在切断电源后必须闭锁。设备包机到人，按照《煤矿
安全规程》、《煤矿机电设备完好标准》、《煤矿机电设备防爆标准》中的有关规定，定期对3300V电气设备进行检查。设备检修或更换零
部件后，应达到原有性能，确保设备完好。检查维修过程中发现电气设备、电缆出现故障或电气设备失爆时，必须立即切断电源，进行处理。对现场
设备无法修复时，必须立即停止运行，并向值班领导汇报。检修过程中不得随意改变原有端子序号和接线方式，不得甩掉原有保护，不得随意修改
整定值。开关跳闸后，应查明原因和故障性质，及时排除后，方可送电，严禁甩掉保护强行送电。正常检修故障处理时，必须有两人以上方可进行，
一人操作，一人监护。每班作业过程中，各班组要安排专人对3300V供电线路进行巡视，每班不少于两次。电缆反复弯曲端、机头处要进行
有效的防护，发现电缆被设备或被大块煤矸石卡住时应及时停机处理，严禁电缆破皮、划伤后，继续带电运行。检修工作结束后，工作负责人和安全
负责人共同对检修工作进行检查、验收，拆除临时接地线、摘掉停电牌、清点工具，确认无误，并通知相关人员离开后，方准送电。恢复正常供电后
，要对所检修设备进行正常试运转。每班工作结束后，检修人员必须认真填写机电设备检修记录。本措施未提及相关事宜严格按照《煤矿安全规程》
、《操作规程》、《作业规程》及矿业公司相关规定执行。第三章401102综放工作面供水、供液、压风系统设计一、供水系统供水施救由地
面饮用水处理车间提供，工作面采用静压供水，运顺布置一趟DN100供水管路，回顺布置一趟DN50供水管路，提供乳化液泵站、供水
施救系统用水。消防洒水（生产用水）由地面消防水池提供，运顺布置一趟φ159管路、回顺布置一趟φ108管路提供消防洒水、设备冷却
、喷雾降尘用水，供水压力均为2.5MPa。采煤机的内外喷雾，各种冷却系统，其用水量为200L/min。各转载点的喷雾降尘100
L/min。风流净化水幕80L/min。二、供液系统工作面采用长距离供液，乳化泵、喷雾泵、气雾阻化泵安设在原401101工作
面外部辅运巷处。泵站距工作面切眼的距离约为2600m。管路选型与配置从乳化泵站敷设1趟Ф88.9无缝钢管作为液压支架进液，
1趟Ф88.9无缝钢管作为液压支架回液，1趟DN40高压胶管作为采煤机冷却喷雾降尘供水，1趟DN40高压胶管作为气
雾阻化泵防灭火供液。使用BRW500/37.5型乳化液泵、BPW400/10型喷雾泵、BH-160/12.5-G型气雾阻化
泵实行长距离供液。压力损失的理论计算管路压力损失主要表现为沿程压力损失，圆管的压力损失计算公式如下：Δpf=λ?L/d?ρν2/
2式中λ—沿程阻力系数，它是雷诺数Re和相对粗糙度Δ/d的数；L—圆管的沿程长度；d—圆管内径；ρ—流体密度；ν—管内平
均流速；Q—管内流量已知L=2300m，d=88.9mm,ρ=990-1000Kg/m3BRW630/37.5型乳化液泵的公
称流量为630L/min,两台乳化泵工作，由一趟φ88.9无缝钢管为工作面供液，则管内流速为：ν=4QL/ПD2=(
4×630×2600/3.14×8.892)cm/min≈26402.24cm/min=15841.3m/s
对于圆管流动:Re=vd/v式中ν—管内平均流速；d—圆管内径；v—乳化液运动黏度查手册（取1.2mm2/s）则Re=vd
/v=3.0×0.089m/1.2×10-6m2/s=222500＞Re=2000钢管的临界雷诺数Re为2000，若Re＞
2000时为紊流，以上计算结果故断定乳化液在钢管中的流动为紊流。一般而言，沿程阻力系数λ是雷诺数Re和相对粗糙度Δ/d的函
数。这里用勃拉修斯经验公式计算：λ=0.3164Re-0.25=0.3164/18.16≈0.017则主管路的沿程压力损失为：Δp
f=λ?L/d?ρν2/2=0.017×2300/0.089×1000×3.02/2×10-6≈1.2MPaP=p-Δpf=(3
7.5-1.2)MPa=36.3MPa压降在允许范围内，满足工作面初撑力的要求。同理，计算喷雾泵、气雾阻化泵管路沿程压力损失约4
.2MPa，采煤机喷雾、气雾阻化喷头最大压力4MPa，喷雾泵额定压力10MPa,气雾阻化泵额定压力12.5MPa,可满足采煤机
喷雾、气雾阻化喷雾要求。三、压风系统（一）压风系统线路井下所用压风由地面压风机站提供，压风机站安装5台SA400A型螺杆式
空气压缩机（排气量70.5m3/min，排气压力为0.85MPa）。地面压风机站（DN350）→副立井（DN350）→中央一号
辅运、二号辅运大巷（DN350）→401盘区辅助运输巷（DN100）→401102运顺、回顺（DN100）。（二）运顺压风系统
1.矿井用气设备及用气量的统计设备名称锚杆钻机手持式钻机风镐设备型号MQT-120ZQS50/1.8C10数量643耗气压力0.5
0.50.63单台耗气量≤3.8≤3.5≤1.3总数量643总耗气量22.8143.9耗气量单位为m3/min，耗气压力单位为
Mpa，总供气量计算Q=a1a2y∑niqiki,m3/min式中a1---沿管路全长漏气系数，管路全长＞2Km，选1.2；
a2---风动工具磨损耗气量增加系数为1.1-1.15，选用1.15；y---海拔高度修正系数900m为1.09；q
i---单台风动工具耗气量，m3/min；ki---同型号风动工具的同时工作系数，锚杆钻机、手持式锚杆钻机、风镐为0.82；Q=
1.2×1.15×1.09×［（22.8+14+3.9）×0.82］≈50m3/min选用DN100管路，可以满足使用。（三
）回顺压风系统1.矿井用气设备及用气量的统计设备名称手持式钻机风镐设备型号ZQS50/1.8C10数量43耗气压力0.50.63单
台耗气量≤3.5≤1.3总数量43总耗气量143.9耗气量单位为m3/min，耗气压力单位为Mpa，总供气量计算Q=a1a2
y∑niqiki,m3/min式中a1---沿管路全长漏气系数，管路全长＞2Km，选1.2；a2---风动工具磨损耗气量增加
系数为1.1-1.15，选用1.15；y---海拔高度修正系数900m为1.09；qi---单台风动工具耗气量，m3/
min；ki---同型号风动工具的同时工作系数，锚杆钻机、手持式锚杆钻机、风镐为0.82，混凝土喷射机为0.96；Q=1.2×
1.15×1.09×［（14+3.9）×0.82］≈22m3/min选用DN100管路，可以满足使用。第四章401102综放
工作面“一通三防”设计一、通风系统设计（一）通风系统1.通风系统的选择401102工作面通风方式采用“U”型通风方式。新鲜风→
副井→中央二号辅运大巷→401盘区辅运巷→401102工作面1#联络巷→401102运输巷→401102工作面→4011
02回风巷→401102工作面3#联络巷→401102通风联络巷→401101回风巷→401盘区一号回风大巷→回风井→
地面。2.401102工作面局部反风系统局部反风时，打开401102回风巷风门，关闭401102工作面1#联络巷风门，
调节401101回风巷回风口调节风墙和401102工作面2#通风联络巷调节风墙，新鲜风流从401102回风巷进入，经
401102回风巷流经工作面切眼、401102运输巷、401102机头硐室、401102工作面2#通风联络巷进入40
1盘区一号回风巷，从而实现工作面局部反风。局部反风风流路线为：新鲜风→副井→中央二号辅运大巷→401盘区辅运巷→401102
回风巷→401102工作面→401102运输巷→401102机头硐室→401102工作面2#通风联络巷→401盘区
一号回风巷→回风井→地面。3.401102措施局部通风系统401102措施巷从切眼开始向东每隔350m建一道密闭墙，密闭墙
外段利用局部通风机供风；在密闭墙上安装注氮管（φ159mm钢管）向采空区注氮，安装一根观测管（φ50mm钢管）。401102
工作面回采至第一道密闭墙50m时施工下一道密闭墙。（二）瓦斯涌出量的预测401102工作面可采储量591.9万t，经实
测煤层原始瓦斯含量3.27m3/t，瓦斯储量1935.5万m3。回采前预抽18个月，预抽混合流量350m3/min，
瓦斯抽采浓度3%，抽采纯量10.5m3/min，抽采量816.4万m3，回采前煤层残余瓦斯含量1.89m3/t。开采层
瓦斯涌出量计算厚煤层分层开采时，开采层瓦斯涌出量（包括围岩）按下式计算：式中：q开?k1k2k3Kf(x0?x1
)q开－开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；k1－围岩瓦斯涌出系数，工作面采用全部垮落法管理顶板，一般取1.1-1
.3，由于采用综采放顶煤采煤法，取k1=1.3；k2－工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数；回采率取85%，k
2=1.18；k3－准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，k3=(L-2h)/L；L－工作面长度，取180m，h－巷道瓦
斯预排等值宽度，取18m，k3=0.80；kf－分层开采工作面瓦斯涌出系数，两个分层开采时第一分层取1.504；x0－回采
前煤层残余瓦斯含量，预测为1.89m3/t，；x1－煤层残存瓦斯含量，根据煤层挥发份取Wc=1.14m3/t；q开=1.
3×1.18×0.80×1.504×(1.89-1.14)=1.38m3/t。邻近层瓦斯涌出量计算q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3
/t;mi—第i个邻近层煤层厚度，取7m；M—工作面采高,取14m；ηi—邻近层瓦斯排放率，取50%；Woi-邻近层
煤层原始瓦斯含量，取3.27m3/t；Wci-邻近层煤层原始瓦斯含量，取1.14m3/t;q2=（3.27-1.14）×7
×50%/14=0.53m3/t.工作面绝对瓦斯涌出量计算回采工作面瓦斯来源包括开采层瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出两部分。q采＝q
开+q2=1.38+0.53=1.91m3/t式中：q采－回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；q开－开采层瓦斯涌出量，m3/t；
q邻－邻近层瓦斯涌出量，m3/t；工作面相对瓦斯涌出量为1.91m3/t，计划日产量13395.48t，绝对瓦斯涌出量为1
7.7m3/min。经计算预测回采期间抽采系统按设计共可抽采瓦斯量为15.5m3/min，风排瓦斯2.2m3/min。（三）采煤
工作面需风量计算1.按瓦斯涌出量计算Q采＝125×q绝×Kc＝100×1.25×2.2×1.3=357.5m3/min式中：q
绝——采煤工作面绝对瓦斯涌出量(不包含抽采量)，2.2m3/min；Kc——工作面瓦斯涌出不均匀系数,取1.3；125—采煤
工作面回风流瓦斯浓度不超过0.8%的配风系数。按气象条件计算根据采面工作面空气温度选取适宜风速计算Q采?60vSvKfh
iKfli?70%=60×1.6×18.5×1.2×1.3×70%≈1940m3/min式中：V——采煤工作面适宜风速
，1.6m/s；Sv——回采工作面平均有效断面，Sv＝18.5m2；Kfhi——采煤工作面采高风量系数，取1.2；Kfli—
—采煤工作面长度风量系数，取1.3；70%——采煤工作面有效通风断面系数。按工作人员数量Q采=4N=4×40=160m3/m
inn—工作面同时工作时最多人数(含工作面一名安监员，两名瓦检员)。4.按稀释防爆柴油机车排放的尾气计算Q采=?4Pi=4
×3×50=600m3/min式中：Q采——工作面需风量（m3/min）；4——配风量不应小于4m3/min·kw。工作面选
用3台自卸式防爆胶轮车(50kw)n——排放尾气设备同时工作最多台数。根据以上1.2.3.4计算结果，考虑风量取最大值原
则，工作面风量取1940m3/min。5.按风速验算根据《煤矿安全规程》的规定，综采工作面的最低风速不得小于0.25m/s，
最大风速不得大于4m/s。据此计算，工作面风量满足：195m3/min≤1940m3/min≤3108m3/min的要求。40
1102工作面切眼配风量为：1940m3/min。（四）401102措施巷需风量计算1.按照瓦斯涌出量计算：Qd=125×qg
d×kgd=125×0.6×2.5=187.5m3/min。式中Qd—巷道需风量，m3/min；qgd—局部供风巷道回风流中平均绝
对瓦斯涌出量，根据401102措施巷掘进期间瓦斯涌出情况预测401102措施巷最大绝对瓦斯涌出量为0.6m3/min。K
gd—局部供风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。通常，综掘工作面取kgd=1.5-2.0，炮掘工作面取kgd=1.8-2.5。
125—按局部供风巷道回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8％的换算系数。按工作人员数量计算：Qdi=4N=24m3/min式中N—
局部供风巷道同时工作的最多人数，6人。根据以上计算401102措施巷迎头风量不小于187.5m3/min。局部通风机选型选
取用两台（一台备用）FBD№7.0/2×45kw型压入式局部通风机，电机功率为2×45KW的风机，局部通风机风量为380～
650m3/min，风压为400—6400Pa，局部通风机安装在401101回风巷联络巷，工作面布置一趟Ф800mm阻燃、
抗静电胶质风筒，能够满足施工要求。3.按局部通风机实际吸风量计算：Qd=Qs+60×0.25S=40
0+60×0.25×18.9=683.5m3/min式中Qs—局部通风机实际吸风量，400m3/min；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，18.9m2。4.按风速进行验算：验
算最小风量：无瓦斯涌出的岩巷：Qd≥60×0.15S187.5≥60×0.15×6.6=59.4验算最大风量：Qdi≤60×
4.0Si187.5≤60×4×6.6=1584式中Si—401102措施巷的净断面积，6.6m2。经验算巷道风量符合规定，
401102措施巷局部通风机前配风量不小于683.5m3/min，迎头风量不小于187.5m3/min。5.通风路线进风流：副
井→井底车场→中央二号辅助运输巷大巷→401盘区辅运巷→401101回风巷联络巷→局部通风机→风筒→401102措施巷。乏风
流：401102措施巷→401102回风巷→401102回风巷3#联络巷→401101回风巷→401盘区一号回风巷→风
井→地面（五）通风设施设置根据401102工作面巷道布置，在401102回风巷口设置两道无压风门（常闭，局部反风时打开）
；401101回风巷回风口设置一道调节风墙（调节风窗常开，局部反风时关闭）；401102工作面1#联络巷设置两道无压风门（
常开，局部反风时关闭）；401102工作面2#通风联络巷设置一道调节风墙（调节风窗常闭，局部反风时打开）。二、瓦斯抽采设计4
01102工作面可采储量591.9万t，经实测煤层原始瓦斯含量3.27m3/t，瓦斯储量1935.5万m3。回采
前预抽18个月，预抽混合流量350m3/min，瓦斯抽采浓度3%，抽采纯量10.5m3/min，抽采量816.4万
m3，回采前煤层残余瓦斯含量1.89m3/t，相对瓦斯涌出量为1.91m3/t，计划日产量13395.48t，绝对瓦斯涌出量
为17.7m3/min。工作面采用以瓦斯抽采为主，风排为辅的瓦斯治理方法。瓦斯抽采采用采前预抽、上隅角抽采、高位裂隙钻孔抽采等，
结合“2-111”瓦斯高效抽采技术解决工作面瓦斯涌出量。（二）抽采系统1.抽采系统管路布置根据401102工作面瓦斯涌出量预测
，共布置3套永久瓦斯抽采系统用于工作面瓦斯抽采。地面瓦斯抽采泵型号为2BEC80水环式真空泵，三套瓦斯抽采系统布置如下：根
据401102工作面瓦斯涌出量预测，共布置3套永久瓦斯抽采系统用于工作面瓦斯抽采。地面瓦斯抽采泵型号为2BEC80水环
式真空泵，三套瓦斯抽采系统布置如下：（1）2＃抽采系统地面泵站―风井（Ф820mm）―401盘区一号回风大巷（Ф720mm）—4
01102运输巷、回风巷（Ф325mm）―采前预抽孔。（2）3＃抽采系统地面泵站―风井（Ф820mm）―401盘区一号回风大巷
（Ф720mm）―401101回风巷（Ф325mm）―401102回风巷（Ф325mm）―上隅角埋管。（3）6＃抽采系统地面泵
站―风井（Ф820mm）―401盘区一号回风大巷（Ф720mm）―401101回风巷（Ф480mm）―401102回风巷（Ф
480mm）―高位裂隙钻孔（Ф325mm）（Ф480mm）抽采系统分配采前预抽401102工作面回采时采前预抽平均混合流量3
00m3/min，瓦斯抽采浓度1.5%，抽采量4.5m3/min。上隅角抽采上隅角平均抽采流量200m3/min，抽采浓度1
%，抽采量2m3/min。高位裂隙抽采回采期间，高位裂隙钻孔平均抽采流量150m3/min，抽采浓度6%，抽采量9m3/mi
n。回采期间抽采系统按设计共可抽采瓦斯量为15.5m3/min，风排瓦斯2.2m3/min，满足规定要求。（三）回采期间抽采
工艺401102工作面共设计采前预抽钻孔3530个，总进尺56.5万m。其中，运，回风巷层平行钻孔3330个，进
尺53.3万m，占总进尺94.3%；“2-111”瓦斯抽采钻孔200个，进尺3.2万m，占总进尺5.7%。采前
预抽抽采系统：利用地面2#瓦斯抽采系统。抽采钻孔布置运输巷、回风巷均施工顺层平行抽采钻孔。运输巷每1m布置一个，3个孔为
1组，3层布置，分别为煤层顶板钻孔、巷道顶板钻孔、煤层底板钻孔，开孔高度分别距距巷道底板2m、1.8m、1.6m，开孔方位与
煤壁成90°,孔深160m；回风巷每1m布置一个，2个孔为1组，2层布置，分别为煤层顶板钻孔、煤层底板钻孔，开孔高
度分别距距巷道底板1.8m、1.6m，开孔方位与煤壁成0°,孔深160m。工作面共布置采前预抽钻孔3330个，钻孔进尺5
3.3万m。（钻孔工程量详见下表）401102工作面普通抽采钻孔工程表序号巷道名称可采长度钻孔数量单孔进尺总进尺1运输顺槽1
789163016026.12回风顺槽178927.216027.2“2—111”瓦斯高效抽采技术根据目前设备及施工能力，在40
1102运、回风巷开展“2-111”瓦斯高效抽采技术，设计施工200个割缝钻孔，34个压注钻孔，每孔压注液态二氧化碳5
吨，共压注液态二氧化碳170吨，利用2#系统进行抽采，总进尺为3.2万m，（含34个压注钻孔）共计34组。（钻
孔工程量详见表下表）401102采煤工作面水力割缝钻孔工程汇总表钻孔类型钻孔间距（m）数量（个）钻孔总进尺（万m）备注水力割
缝钻孔1.51662.66压注钻孔50340.54“2-111”钻孔布置示意图瓦斯抽采钻孔施工设备及工艺：①施工设备抽采钻孔使用履
带式钻机施工。②抽采钻孔直径：φ113mm；③封孔方法：“两堵一注”带压式封孔工艺进行封孔；④封孔长度：12m，采用φ108pvc
管。3.上隅角开放式瓦斯抽采(1)抽采系统利用地面3#永久抽采系统。(2)抽采方法上隅角用发泡水泥预制块配合喷卡弗尼进行封堵，
采用φ325抽采管路与3#抽采系统管路连接，在工作面回采期间抽排上隅角瓦斯。4.高位裂隙钻孔抽采抽采系统利用地面6#永久抽
采系统。抽采方法从401102切眼开始每隔100m在401102措施巷顶部、帮部朝切眼方向施工一组10个瓦斯抽采钻
孔（φ193mm），终孔位置在切眼煤层顶板上方20-25m处，再从401102回风巷施工1个瓦斯抽采孔（φ250mm
）与401102措施巷巷道连通，将两处的抽采钻孔用管路连接，利用401102回风巷抽放系统抽放采空区瓦斯。5.掘前预抽瓦斯
抽采抽采系统利用地面2#永久抽采系统。抽采钻孔布置401102运输巷、回风巷每隔150m从副帮施工一个钻场，每个钻场布置
6个钻孔，分三排布置，其中高位钻孔终孔位置为距巷道顶板5m处，中位钻孔终孔位置为巷道顶板处，低位钻孔开孔方位角沿着巷道坡度，
钻孔孔深150m，每个钻场钻孔进尺900m。（四）瓦斯抽采工艺要求封孔工艺常规钻孔封孔是瓦斯抽放的重要环节，封孔质量的好坏，直
接关系到瓦斯抽采效果。封孔深度要超过孔口的裂隙带深度（或巷道松动圈范围），一般为5m左右。根据我矿煤层特性，要在施工中对此参数
进行验证，找出我矿最适宜的封孔长度。钻孔采用封孔水泥和封孔胶封孔，选用封孔泵进行灌注封孔。封口管为直径108抗静电塑料管(pvc
管)，封孔长度不小于12m。液态CO2压注钻孔施工完成后，送入http://www.so.com/link?url=ht
tp%3A%2F%2Fjingyan.baidu.com%2Farticle%2Fab0b5630cfe7f2c15afa7d97
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8%E6%89%93&ts=1470409972&t=6d4c6ca05c8310aa61b32898cf9c2e
c&src=haosouDN20mm耐高压镀锌钢管，送入深度40m时，将封孔器套入http://www.so.c
om/link?url=http%3A%2F%2Fjingyan.baidu.com%2Farticle%2Fab0b5630cf
e7f2c15afa7d97.html&q=%E5%AD%94%E5%BE%84%E7%AC%A6%E5%8F%B7%E6
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61b32898cf9c2ec&src=haosouDN20mm耐高压镀锌钢管，用铁丝（胶带）捆扎囊袋的两端，使其固定
在镀锌钢管上（防止向孔内送时，囊袋向后滑落）。将http://www.so.com/link?url=http%3A%2F%2F
jingyan.baidu.com%2Farticle%2Fab0b5630cfe7f2c15afa7d97.html&q
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aosouDN20mm耐高压镀锌钢管采用丝扣连接，继续将封孔器与http://www.so.com/link?url=http
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amp;src=haosouDN20mm耐高压镀锌钢管一起送入至100米。通过Φ16快插将封孔器注浆管与注浆泵岀浆管连接，
接通气源调整额定压力开始注浆，两端囊袋开始膨胀，囊袋的外径紧固在煤（岩）层孔壁上，将钻孔两端封闭；当压力大于1.0±0.2MPa
时，爆破阀爆破，开始注有效封孔段，通过注浆压力将注浆液注入周边的裂隙带，实现带压封孔。采用多次注浆封堵，待水泥浆凝固一段时间后，
压注孔孔内的水泥浆会有一定的下沉，此时通过返浆管再次向孔内进行注浆，反复进行2到3次。每次注浆完成后，拔掉Φ16快插连接
头，将注浆管末端对折，防止未凝固浆液流出。钻孔封孔示意图钻孔与管路的连接注浆工序完成后将钻孔连接至Ф159抽放支管路上，连孔作业
统一标准，管路高低一致，螺栓齐全，不得漏气，使用埋线管将孔口封孔管与抽放支管路绷直连接，并用8#铁丝绑扎牢固，用Φ219短节将
放水器四通与Φ325瓦斯抽放主管路连接；紧接着安装Φ219蝶阀及放水器，放水器安装时注意安装高度，放水器底部距离巷道底板的高度
不小于100mm；抽放支管路采用Φ159支管路，连接完成Φ219立管后逐根连接支管路，每组支管路用Φ9钢丝绳吊挂，吊挂点间
距4m，先将钢丝绳的一头用配套的绳卡与支管固定好，然后将另一头与主管路的吊挂点用配套的钢丝绳卡固定好，钢丝绳的每头固定用的绳卡
不少于2个，钢丝绳的绳头外露不超过100mm。支管距巷道底板的高度800mm，距巷帮距离300mm。必须上齐螺丝、垫子，
严禁与电缆同侧，与电缆同侧时间距不小于300mm。支管连接好后要平、直、稳；连孔、连接支管路时必须将螺丝上紧上齐，垫子加全，控制
阀门的手把统一方向安装。所有连接支管路的螺栓统一朝向抽放方向。放水装置本矿井煤层和岩层含水较丰富，抽放管路必须安设自动放水器。在
401102每组采前预抽钻孔、掘前预抽钻场、高位裂隙钻场上安装自动放水器，巷道低洼处均需按设放水器；解决管路及钻孔积水问题，40
1102工作面共计安设190个自动放水器。抽放参数观测装置人工监测在401102运顺、回顺、上隅角抽放管路上安装φ325
mm孔板流量计、并在距孔板流量计5m处安装3处测气孔，在每组φ159mm支管上安设孔板流量，利用气体采样器、采样泵、光
学瓦斯干涉检测仪、孔板流量计、多功能参数测定仪每周对钻孔浓度、流量、负压进行测定。建设401102工作面瓦斯抽采智慧化分单元4
01102工作面自切眼向东每400m划分一个抽采单元，共划分四个抽采单元，每个抽采单元安装φ325mm管路在线监测装置一
套，φ159抽管路在线监测装置2套，在401盘区一回风2.3.6#φ325mm抽采管路上安装在线监测装置一套，监测管道
温度、流量、一氧化碳、甲烷传感器实时监测管道瓦斯抽采参数，每天安排专人巡查，发现传感器故障时及时汇报，进行处理三、防灭火设计401
102工作面采取以黄泥灌浆、注氮为主,注普瑞特、注液态二氧化碳、汽雾阻化为辅的综合防灭火措施；利用束管远程在线监测系统和矿用分布
式光纤测温系统对采空区气体和温度进行实施监测，并结合人工观测进行预测预报,确保401102工作面安全生产。（一）黄泥灌浆1.灌浆
方法回采期间，从401102工作面回风巷向架后敷设一趟φ108mm管路，管路每隔30m加设一根1m长花管，上隅角侧安
设阀门与回风巷φ159mm灌浆管相连；从401102工作面运输巷敷设一趟φ159mm灌浆管，管路延伸至下隅角以里10
米。根据现场情况，可分别通过运输巷、回风顺槽灌浆管灌浆，随着采面推进，每隔30m埋设一组灌浆管。回采工作面埋管灌浆工艺示意图日灌
浆量的确定灌浆站工作日数地面灌浆站采用三八制，日纯灌浆时间为8小时。若自然发火较为严重，考虑两班灌浆，灌浆时间不低于16小
时。灌浆量按日灌浆所需土量计算或式中：——日灌浆所需土量，m3/d；G——矿井日产量，t，取13395.48；——煤的密度，t
/m3，取1.36；K——灌浆系数，取0.015。=0.015×13395.48/1.36=147.7m3/d灌浆泥水比的确
定根据设计手册中提供经验数据，对照相邻矿井，结合本矿井开拓、开采系统、地理条件、运输距离等因素，泥水比例选择1：4。每日制泥浆用
水量式中：——制备泥浆用水量，m3/d；——泥水比的倒数，泥水比根据所要求的泥浆浓度选取。=147.7×4＝590.8m3/d
每日灌浆用水量式中：——日灌浆用水量，m3/d；——用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数,一般可取1.10～1.25；取1.
1。=1.1×590.8＝649.8m3每小时灌浆用水量式中：——每小时灌浆用水量；n——每日灌浆班数，班∕d，取1；t
——每班纯灌浆时间，按8h∕班。＝649.8/(1×8)＝81.2m3/h每日灌浆量式中：——日灌浆量，m3/d；M——泥浆制
成率，M值按表来查0.91；——制备泥浆用水量，m3/d;——日灌浆所需土量，m3/d。=(590.8+147.7)×
0.91=672m3/d每小时灌浆量计算式中：——每小时灌浆量；n——每日灌浆班数，班∕d；每日检修班集中灌浆，取1；t——
每班纯灌浆时间，按8h∕班。＝672/(1×8)＝84m3/h黄泥灌浆站最大制浆能力为100m3/h，满足401102工作
面黄泥灌浆要求。灌浆管道系统设计在管径计算中，主要灌浆干管直径是根据管内泥浆的临界流速来计算的。灌浆管的内径可按下式计算：jh0d
=[4×Q/（3600×π×V）]1/2=[4×104.85/（3600×3.14×1.6）]1/2=0.150m式中——
灌浆管内径，m；——每小时灌浆量，m3/h；——泥浆临界流速，取=1.6m/s。因此，灌浆管路选择Ф159钢管。灌浆管路布置及管
材管路布置：地面灌浆站（Φ219)→主井(Φ219)→中央胶带大巷（Φ219)→上仓联络巷（Φ219)→中央二号辅运大巷（Φ21
9)→401盘区辅运巷（Φ219)→401102工作面运输巷（Φ159）、回风巷（Φ159）→灌浆地点。管材：井下注浆管道采
用无缝钢管，其干管直径均不小于Φ159mm。5.黄泥灌浆站主要设施采用地面黄泥灌浆站向401102工作面采空区灌浆。灌浆站内设
：灌浆搅拌池4座，每座设泥浆搅拌机一台，每台搅拌能力30m3/h，型号：XNJD-11，N=14kW；胶体制备机两台，单台
型号：LSZ-100型，制胶量：100m3/h，N=11kW；滤浆机两台，单台型号：LSL-100型，制胶量：100m3/h
，N=7.5kW；渣浆泵两台（一用一备），单台型号：80ZJ-I-A52，Q=200m3/h，H=50m，N=160kW；6.灌
浆后防止溃浆、透水事故的措施严格控制灌浆比例和灌浆量。灌浆材料应满足相关规定的要求，严格控制浆液泥水比，并控制灌浆量不使过大。加强
水情观测，对采空区的灌浆量与排水量进行观测记录。排水量过少，灌浆区内可能有泥浆水积存，应停止灌浆，采取放水措施；排水中含泥量增大，
说明采空区中可能形成了泥浆通道，使泥浆不能均匀充填空隙，而直接流到采空区下部被排出，处理方法有：①采用间断灌浆；②在泥浆中加入砂子
填塞通路；③提高泥浆浓度；④移动灌浆管口位置，改变浆液流动路线。7.预筑防火门401102工作面运输巷：401102运煤通道以
里5m和401102工作面4#联巷以里5m各设置一道防火门；401102工作面泄水巷开口以里5m设置一道防火门
；401102工作面回风巷3#联络巷以里5m和1000m各设置一道防火门。所有防火墙在正常生产情况下全部打开，在发生
火灾险情时关闭。（二）注氮气防灭火1.氮气来源采用地面制氮系统向采空区注氮。2.注氮方式采用间隙注氮方式,使采空区气体惰化。3.注
氮量计算按吨煤注氮量5m3计算q?5?AK330?24式中：q－注氮强度，m3/h；A—年产量，取385.8万
t/a；k－工作面回采率，取85%。按照此方法计算结果为2070m3/h。4、地面制氮站设备制氮站选用NGN98-1500
型井上固定式碳分子筛制氮机组4套，每套制氮机组氮气产量为1500Nm3/h，氮气纯度98%，氮气出口压力0.8Mpa，
制氮站总装机能力6000Nm3/h，满足401102工作面注氮量需求。注氮管路管径选择及管路布置注氮管路管径21i根据中华人
民共和国煤炭工业部1997年12月发布的中华人民共和国煤炭行业标准《煤矿用氮气防灭火技术规范》(MT/T701-1997)第
7.4.一条和7.4.2条的规定：输氮管路应采用钢管，进入采空区或火区的管路必须采用钢管。输氮管路的直径应满足输氮流量和压力的
要求。供氮压力可按下式进行计算：??Q?2??5????2P??0.00561???max???D
0????i?L?P2????1000??Di???0???式中：P2——管路末端的绝对压力，MPa（此
值不应低于0.2MPa）；Q——最大输氮流量，m3/h；maxD0——基准管径，150mm；Di——实际输氮管径，mm；Li
——相同直径管路的长度，km；——基准管径的阻力损失系数，0.026；——实际输氮管径的阻力损失系数，对于不同的钢管直径，则有如表
3-9的关系：不同管径阻力系数值管径Di，mm50607080100150阻力系数λi0.0340.0330.0320.031
0.0290.02622在实践中，输氮管路一般均选择50～l00mm管径的钢管，由于注氮设备距离注氮工作面距离较远，按照制氮装
置所能提供的压力P1按0.8Mpa计算，根据下式则在此压力下的注氮主管的最长输氮距离为：p?p25L???12?Q
max??D0???i?0.0056???????????0??1000??Di
???计算得从回风井至4#煤层工作面最长输氮距离：管径为50mm时，L=0.337km，管径为70mm时，L=1.9
km，管径为80mm时，L=3.88km，管径为100mm时，L=12.65km，所以选择管径159mm输氮管路即可满
足401102工作面注氮防灭火的要求。为了减小管道内静压，减少接口漏气，氮气输送管路干管选用Ф273无缝钢管，沿回风立井敷设
一趟，工作面支管选用Ф159无缝钢管。注氮管路布置401102工作面运输巷管路布置路线：地面注氮站（Φ273）→风井（Φ273
）→401盘区一回风大巷（Φ273）→401102工作面2#通风联络巷（Φ159）→401102机头硐室→401102工作
面运输巷（Φ159）→注氮地点。401102工作面回风巷管路布置路线：地面注氮站（Φ273）→风井（Φ273）→401盘区一回
风大巷（Φ273）→401101回风巷（Φ159）→401102工作面通风联络、3#联络巷（Φ159）→401102工作面回
风巷（Φ159）→注氮地点。401102工作面措施巷管路布置路线：401102工作面回风巷（Φ159）→401102工作面措施
巷联络巷→401102措施巷（Φ159）→注氮地点。埋管注氮工艺注氮管路埋入采空区12m时开始注氮，当管路埋入30m时，
开始埋设第二趟注氮管路，当第二趟埋入12m时开始向采空区注氮，同时停止第一趟管路注氮。循环注氮，直至工作面采完为止；坚持24
小时向工作面采空区连续注氮，注氮时氮气浓度不得小于97%。（三）普瑞特防灭火普瑞特防灭火基本要求普瑞特防灭火新技术很好的融合了
黄泥灌浆、惰性气体、凝胶、阻化剂等各项防灭火技术的优点，又避免了上述各项防灭火技术的缺点。在采空区有很好的扩散性能，生成的凝胶以泡
沫为载体，能够对采空区或煤田火区的高、中、底位火源进行大范围，全方位覆盖，持久保持煤体湿润冷却。普瑞特注入火区后，会在火区全方位覆
盖一层凝胶，并且凝胶层中95%以上都是水，具有长久的吸热降温作用，能够有效防止火区复燃。凝胶以泡沫为载体，在防灭火区域内能向高处
堆积，所到之处凝胶能有效覆盖并黏附浮煤裂隙，具有良好的封堵漏风通道性能。泡沫中的氮气缓慢释放，避免单独注氮时氮气容易流失的特点，持
久保持火区惰化。普瑞特防灭火技术参数设备技术参数名称型号总体长度（mm）总体宽度（mm）总体高度（mm）矿用发泡成胶装置KPNZ-
2000/1.01100520330额定输出流量（L/min）进口管压力（MPa）发泡倍数泡沫稳定时间（h）总重（kg）≥2000
1.0≥20≥10≥80名称型号额定压力(MPa）额定流量(l/min)柱塞数量功率（kw）煤矿用注浆泵Z8-41/1.51.54
132.2Z8-25/1.51.52532.23、普瑞特防灭火工艺将气动双液注浆泵、稳压器、发泡成料装置按顺序布置在距工作面上隅角
100m处，并使用φ19.φ25高压料管连接，出浆管φ25口与φ108架后埋管连接。使用φ25高压料管将压风管与连接气
动双液注浆泵连接、氮气管与发泡成料装置连接，压风压力不小于0.3MPa。普瑞特A料与水按照体积16:200进行混合，普瑞
特B料与水按照体积8:200进行混合，分别灌装在专用桶内。工作面注普瑞特时使用气动双液注浆泵将A、B料压入稳压器、发泡
成料装置内，使两料在发泡成料装置内混合，最终注入采空区。注普瑞特前应先检查整套管路系统是否连接好，包括气动双液注浆泵、稳压器、发泡
成料装置、压风管、氮气管路等。4.普瑞特灌注量根据工作面推采速度及采空区气体指标情况进行灌注，结合首采工作面灌注经验，随着采煤工作
面推进，每隔50米向采空区预防性灌注普瑞特2吨，如果采空区气体出现异常，将根据实际情况加大普瑞特灌注量。（四）注液态二氧化
碳防灭火二氧化碳对于煤层自燃过程的抑制机理和特点惰化作用。这种作用主要体现在当二氧化碳充注到火区以后，使得火区环境中氧气的浓度下降
，从而使得煤氧复合作用中的一个重要条件被削弱，从而使得煤氧复合过程的强度被减弱，煤氧复合作用被惰化，同时一定程度上抑制CO等氧化
产物的产生，进而在宏观上体现为对煤炭氧化自燃的抑制作用。气体CO2CH4CON2临界温度/k304.2191.1132.8126.
2沸点/k194.7109.281.577.4气体吸附阻化作用。煤是含有多种无机矿物杂质并被裂隙切割的多孔有机岩石，是一种可以吸
附无机物质(如：CH4，C02，N2)和有机物质(如：甲醇，苯)的天然吸附剂。然而，煤对各种物质的吸附能力和速度是不同的，一般认
为具有较高沸点和临界温度的气体能通过可溶性机理迅速扩散到固体煤所有的孔隙。下表列出几种气体的沸点和临界温度参数：工作面注液态二氧化
碳工艺采用低温储罐在工作面运输巷（回风巷）通过注氮管路进行灌注。地面灌装→运输巷（回风巷）注氮管路→工作面采空区。液态二氧化碳内没
有氧气，向煤层自燃高温火区内压注时，可完全避免由于注入惰性气体，可能带人氧气造成的不利影响。液态二氧化碳汽化吸收大量的热，注入高温
火区的二氧化碳气体温度低，不仅具有对火区惰化和抑爆能力，而且可以吸收大量的热，从而降低火区温度。液态二氧化碳防治煤层自燃的技术优势
可用于火区各个部位灭火，易充满整个火区空间。可以达到深层灭火的目的：CO2分子可进入每层空隙，排挤出煤孔中的O2，阻止煤层内部
的燃烧。气体火灾、液体和固体火灾、电气火灾。相对其他防灭火措施效果明显、速度迅速。可用于无法确定火区具体位置情况下的灭火，如：出现
烟雾，明火时等。液态二氧化碳压注量根据工作面推采速度及采空区气体指标情况向采空区压注液态二氧化碳，结合首采工作面压注经验，随着采煤
工作面推进，每隔100米向采空区预防性压注液态二氧化碳20吨。（五）气雾阻化1.气雾阻化系统系统采用移动式安设于设备列车段
，由贮液箱、吸液管、发射泵、排液管（输液干管和毛细支管）、压力表、阀门开关、三通及雾化器和喷嘴组成。排液主管采用高压胶管铺设至工作
面，接三通和高压软胶管与雾化器相连接。工作面架间均匀设置6个阻化剂气雾发生器，随工作面回采坚持连续喷洒。2.工作面喷雾量的确定
喷雾量按下式进行计算：式中：V——日喷雾量，m3/d；Q——吨煤用液量；m3，查相关的资料平均为0.058；A——工作面丢煤
率，15%；L——工作面长度，180m；——实体煤容重，1.36t/m3；H——工作面采高，3.5m；S——工作面日推进度，
4.8m。经计算，每天喷雾量为35.8m3，每小时喷雾量为1.5m3。3.气雾阻化工艺过程阻化剂选用MgCl2，将MgCl
2与水按20％比例在贮液箱内混合搅拌均匀，经滤器进入喷雾泵，加压输送到工作面雾化器，向采空区24小时喷洒。4.设备选型发射
泵：选用BH-160/16-G型气雾阻化泵，满足401102工作面气雾阻化喷雾量需求。（六）防灭火监测1.束管监测采样器布
置从上隅角往采空区进行埋管，沿切眼第30架、45架、60架、75架、90架及上隅角共埋设6个采样头，随着工作面的推
采，在回风巷每隔30m埋设1次，并随着工作面的推采而移动。束管管路布置：地面束管检测系统——副井——中央二号辅运大巷——
401盘区辅运巷——401102工作面回风巷——工作面。埋管要求a、束管在埋入采空区时应套在钢管内进行保护，钢管必须用抗静电材
料包严缠实。b、工作面架后敷设束管时要制定专项安全技术措施。c、每星期至少检查两次束管线路情况，出现漏气、断开、积水等情况立即处理
。d、通风队束管监测人员,每天对工作面中部、工作面回风、上隅角及其他异常地点气体进行采样、分析,并将分析结果报送相关领导审批。当
CO等自然发火标志性气体超标时，必须每班检查（内容：CH4.CO、CO2.温度）。人工观测在工作面回采过程中,安排专人每班对瓦斯
抽放管路、上隅角、回风巷CH4.CO2.CO等气体浓度和温度等进行观测。每班用气囊采集上隅角和架后气样各一次,进行分析化验,做到
及时发现、及时处理。束管远程在线监测系统布置束管气体采样装置安装在401102工作面回风巷2#联巷，从束管采样点引出取气管路
，随着工作面的推采，在回风巷每隔30m埋设1次，并随着工作面的推采而移动。网络传输布置通过401102工作面2#联巷
巷口附近环网中矿用交换机预留有的接入端口，将监测数据传送至地面核心交换机中，经过地面核心交换机的VLAN功能，将数据分拣至地
面服务器中，对数据进行存储处理后，通信光缆进行监测数据的上传，实现井下监测系统和地面服务器系统之间的数据和业务互联。地面服务器布
置服务器主要承担系统的监测数据的存储及分析功能，地面设备包括网络交换机、服务器、显示屏等部署在矿井束管监测室。矿用分布式光纤测温系
统根据401102工作面防灭火监测需要，从光纤测温主机引出3通道测温光缆，通道测温光缆沿401102工作面回风巷底板一
直敷设到工作面。测温光缆间隔50米处盘纤预留，在工作面回采至该区域时，沿工作面方向敷设至中部；依次间隔50米在工作面敷设预
留盘纤，敷设在工作面中的测温光缆采用液压胶管（花管）保护，保证对整个回采工作面24小时实时监测。分布式光纤测温主机放置在40
1102工作面2#联巷，温度监测数据通过交换机富余网口、工业环网上传到地面控制室，由系统监控主机进行数据分析、显示、报警。四、
综合防尘设计防尘管路的铺设消防洒水由地面消防水池提供，401102工作面运输巷、401102机头硐室敷设φ159钢管,每5
0m安装一个三通和阀门,皮带机头及各转载点处必须安设阀门。回风巷敷和泄水巷设φ108钢管,每100m安设一个闸门。2.防尘
措施风流净化运输巷、回风巷每500m至少设置1道净化水幕；工作面向外100m范围内至少设置2道净化水幕（1道为自
动喷雾），其中最里一道距工作面切眼向外不大于30m；运、回风巷三岔口50m范围内设置1道自动喷雾。401102工作面措
施巷每500m设置1道净化水幕。喷雾采煤机内外喷雾应正常使用，内喷雾压力不小于2MPa，外喷雾压力不小于4MPa。工作面
架间喷雾齐全，移架、割煤时实现自动喷雾。各转载点喷雾齐全,喷嘴雾化效果好,使用正常。巷道冲洗每天对运、回风巷、泄水巷顶底板、巷帮冲
洗一次,严禁煤尘堆积。个体防护工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。隔爆水棚运输巷应安设多组隔爆水棚，第1组隔爆水棚距工作面60
m～200m，最后一组隔爆水棚距401102工作面1#联络巷口50-75m，其余每组距离不大于200m。回风巷应安设多组
隔爆水棚，第1组隔爆水棚距工作面60m～200m，最后一组隔爆水棚距401102工作面3#联络巷口50-75m，其余
每组距离不大于200m。五、地热防治设计401102工作面切眼西侧1010m范围处于一级热害区域，剩余区域为二级热害区。4
01102工作面采取以局部制冷系统降温为主,常态化架间放置冰块降温、发放短袖、短裤、透气防冲服和降温药品等为辅的降温方法，改善井
下作业环境，确保工作面安全生产。（一）制冷降温系统1.401102工作面热源及需冷量401102工作面热源
主要有围岩散热、井下涌水致热、煤层氧化发热、机电设备、人员、空气压缩热等。工作面的风量为1940m3/min，取制冷降温前工作面
上隅角风流温度为34℃，相对湿度85%，制冷降温后工作面上隅角风流温度降至26℃，相对湿度95%。根据《矿井热害防治规范》对
于生产矿井，一般采用（1）式所示的焓差法来计算采煤工作面需冷量：Q?kG?i1?i2?（1）式中，Q为需冷量，kW；G
为风流的质量流量，kg/s；k为考虑冷量损失和制冷系统安全性的富裕系数，取1.2；i1.i2分别为降温前后高温地点空气的焓
值，kJ/kg，其计算式为：i?1.0045t?d?2501?1.85t?（2）式中，t为空气的温度，℃；d为
空气的含湿量，kg/kg，计算式为：d?0.622?PsP??Ps（3）式中，φ为空气的相对湿度，%；P为空气的压力Pa
；Ps为空气温度为t时对应的饱和水蒸气分压，Pa，计算式为：P?610.62exp?17.269t?s?237
.3?t???（4）401102工作面的通风量为1940m3/min，取制冷降温前工作面上隅角风流温度为34℃、相对
湿度85%；制冷降温后工作面上隅角风流温度降至26℃、相对湿度95%。根据采煤工作面实际空气平均绝对静压值为96635Pa
，平均密度为1.09kg/m3。根据式（1）～（4）求得401102工作面需冷量为876.5kW。局部制冷系统设备及布置方案
选用2台ZLF-450型制冷设备（制冷功率450KW）。考虑到冷风在通过风筒送至工作面时存在冷损，将局部制冷设备安装在
401102工作面运输顺槽距切眼500m处，通过风筒将制出的冷风送至工作面。制冷主机直接安装在水泥地面，蒸发器及风机吊装在巷
道顶部，配电设备安装在局部制冷机前。局部制冷机通过蒸发器将空气的热量传递到蒸发器的制冷剂中，吸收冷量后的空气通过风筒送至工作面进行
降温，缓解工作面热害。经过热交换后的制冷剂被压缩机压缩后输入至冷凝器，经过冷凝器的过热制冷剂与管路中冷却水进行热交换后又送到蒸发器
。在冷凝器中被加热后的冷却水通过管路排至排水沟，由排水沟排至水仓。局部制冷设备降温系统原理图、系统布置图如下：制冷降温原理图局部制
冷机设备安装示意图401102工作面相对需冷量较大，选用2台ZLF-450型局部制冷设备，即制冷量900KW>876.
5KW，满足工作面需冷量。（二）地热防治措施进入夏季，401102工作面下隅角、工作面支架、上隅角每天放置冰块30吨，分2
次下放，降低工作面温度。为受热害岗位员工发放短袖、短裤、透气防冲服和降温药品等降温用品。加强采掘工作面温度监测工作，工作面温度超过
30℃，必须停止工作，采取措施降低温度。减少机电设备、围岩等散热源热量进入进风风流、降低进风风流温度的措施，并可采取增加风量、
局部通风排热、加大局部风速等措施。回采时切眼附近已拆除抽采钻孔进行注水、达到降温、降尘效果。六、灾害预防与处理及避灾路线当工作面发
生灾害时，按照矿业公司《灾害预防和处理计划》及时进行处理和汇报，按照避灾路线撤离灾区。（一）401102工作面发生火、瓦斯、煤尘
等灾害时的避灾路线1.处于事故地点上风侧人员事故地点→401102运输巷→401102工作面1#联络巷→401盘区辅运巷→
中央二号辅运大巷→副井→地面。2.处于事故地点下风侧人员事故地点→401102回风巷→401盘区辅运巷→中央二号辅运大巷→副井
→地面。（二）401102工作面火灾、瓦斯、煤尘等灾害时救援路线1.处于事故地点上风侧救援路线地面→副井→中央二号辅运大巷→4
01盘区辅运巷→401102工作面1#联络巷→运输巷事故地点。2.处于事故地点下风侧救援路线地面→副井→中央二号辅运大巷→4
01盘区辅运巷→401102回风巷→回风巷事故地点。（三）401102措施巷发生火、瓦斯、煤尘等灾害时的避灾路线401102
措施巷事故地点→401102措施巷→401102回风巷→401102切眼→401102运输巷→401盘区辅运巷→中央二
号辅运大巷→副井→地面。（四）401102措施巷火灾、瓦斯、煤尘等灾害时救援路线地面→副井→中央二号辅运大巷→401盘区辅运
巷→401102运输巷→401102切眼→401102回风巷→401102措施巷→401102措施巷事故地点。第五章
401102综放工作面防治水设计一、工作面充水因素分析（一）工作面充水水源根据孟村井田“十三五”中长期防治水规划，结合4011
01及401102工作面水文地质情况，401102工作面施工期间的水害因素主要以4煤层及其顶板砂岩裂隙水为主，局部地段
可能含有因地质构造引起的构造水，有关说明如下：1.4煤层及其顶板砂岩裂隙水：该类水来源为直接充水含水层，同时亦为矿井掘进期间的主
要充水水源，补给单一，导水性差，迳流滞缓，富水性微弱，对矿井开采威胁不大。一般涌水量为8～10m3/h，2～3天可自动疏干，如
遇到比较发育且富水性强的裂隙时涌水量有所增大，目前矿井已揭露的该类水最大涌水量为27m3/h。白垩系洛河组砂岩含水层为井田主要含
水层，是矿井的间接充水含水层，其分布范围广，厚度大，富水性较强。虽为矿井间接充水含水层，但对矿井开采可能构成一定威胁。构造水401
102工作面内遇到的构造主要为谢家咀背斜和DF29.DF41断层。因此掘进区域的构造水主要以断层水和背斜引起的褶曲聚集的水。
掘进期间该类水一般涌水量不大，时间相对较短，对矿井的正常掘进不会造成太大的影响，但不排除突发大的、持续性涌水。采空区积水40110
1工作面主要为下山开采，401102工作面作为401101相邻工作面，401101工作面封闭后采空区积水标高为+268～
270m,401102工作面亦为下山开采，且停采线处标高为280～300m，高于401101采空区积水标高，因此4011
01采空区涌水对401102工作面施工期间影响不大，但不排除受采空区垮落影响，应力重新分布，出现突水事故，施工至此区域时仍需
做好水害预防措施，防止水害事故发生。（二）工作面充水通道1.顶板导水裂隙带根据工作面含水层特征，上覆含水层水将主要通过煤层采动所形
成的裂隙带涌入工作面，裂隙带高度与煤层顶板岩体工程地质性质、煤层采厚、采煤方法、顶板管理方法密切相关。矿井已于2019年在4
01101工作面开展两带高度观测工作，得到矿井实测采裂比18.58，结合401102工作面回采煤层厚度13m，预计401
102工作面因采动形成的裂隙将达到241.5m，将波及到洛河组砂岩含水层，对工作面正常回采会造成较大的影响。2.断层导水带工
作面回顺里程420m处揭露401101措施巷发现的落差18m的断层，在措施巷揭露期间，对巷道正常施工造成较大的影响，同
时在401102回顺掘进揭露断层期间，巷道顶板压力大，成型较差，基本无淋水，但后期在工作面末采期间，受应力重新分布及采煤活动
影响，断层带有可能“活化”，进而自身或与顶板裂隙带形成新的充水通道。因此在工作面回采期间，应加强此处顶板及淋水情况变化，从而减少断
层对巷道正常施工的影响。（三）工作面充水强度直罗组砂岩含水层、延安组砂岩含水层是矿井的直接充水含水层，其埋藏深而裂隙不甚发育，补给
来源单一，导水性差，迳流滞缓，富水性弱，水量小，对工作面开采威胁不大。洛河组砂岩含水层是矿井的间接充水含水层，其分布广，厚度大，
富水性中等～强，水量大，受工作面推采长度影响，将通过裂隙带进入工作面，造成较大突水，对工作面开采存在较大威胁。综上所述，工作面的充
水水源主要为延安组、直罗组、宜君组直接充水层和洛河组间接充水层；导水通道主要为顶板导水裂隙带和断层导水带；直接充水层对工作面开采威
胁不大，间接含水层对工作面开采存在较大威胁。（四）工作面涌水量预计401102工作面巷道掘进过程中水源主要来自于顶板淋滴水及生产
用水，遇到比较发育的裂隙时有少量涌水，一般正常涌水量5～10m3/h,最大涌水量20～30m3/h；后期工作面形成后，受回采
扰动影响，造成顶板垮落，导通上覆含水层，工作面水量将增加，结合401101工作面回采期间涌水量变化情况，预计401102
工作面回采期间正常涌水量为600m3/h，最大涌水量为780m3/h。二、工作面防治水设计（一）工作面探放水设计掘进期间：根据
巷道施工期间围岩裂隙扰动情况，结合三维地震勘探资料，计划针对巷道顶板上方30m范围内富水性进行探查，并坚持“有疑必探、先探后掘
”的原则对富水异常区进行探放水，减轻掘进期间上覆含水层对巷道正常施工的影响。回采期间：1、洛河组以下含水层超前疏放为落实《煤矿防治
水细则》中“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，减少涌水对工作面回采影响，计划在401102工作面回采前首
先对顶板进行直流电法勘探，其次对圈定的富水异常区设计疏放水钻孔，超前疏放顶板富水区域，以疏放顶板延安组、直罗组、宜君组含水层水为主
，减轻上覆含水层对工作面回采水害威胁。结合401101工作面顶板富水异常区分布情况，参照401102工作面地质及水文地质情
况，初步计划施工疏放水孔5～6个，总进尺700～800m。2、洛河组含水层针对性疏放参照邻近矿井亭南矿超前疏放洛河组含水层成功
经验，计划在该工作面施工7个单孔深度300m左右的探放水孔，累计进尺为2100m左右，终孔层位为洛河组含水层，在施工过程
中安设止水套管，并敷设1趟φ325mm排水管路，对巷道回采期间顶板洛河组含水层提前疏放，减少回采期间水害威胁。（二）工作面排
水设计掘进期间：参照巷道掘进期间预计的涌水量，计划在巷道迎头配备涌水量不小于100m3/h的水泵，巷道内敷设1趟φ108m
m排水管路5000m，按照要求挖设尺寸为0.4m×0.3m的水沟4500m，及时疏通，减轻工作面水害威胁。回采期间：40
1102工作面回采区域主要为俯采段，其中切眼向外1146m段运顺低，回顺高，剩余段运顺高，回顺低。1.切眼向外1146m
段此段工作面涌水主要流向运顺侧，计划在运顺非煤壁侧施工尺寸为0.8m×0.8m的水沟1146m,并在运顺北侧施工一长度为
1200m的泄水巷（401103回风巷），分别于泄水巷795m及1200m处与运顺施工泄水联巷，同时在泄水巷（4011
03回风巷）530m处设置1处集中排水点，将工作面涌水通过泄水联巷引流至集中排水点，从而排出。2.切眼向外1146m处
至停采线段（约754m）该段范围回顺低于运顺，涌水基本流向回顺侧。计划在回顺侧施工尺寸为0.8m×0.6m的水沟754m，将
工作面涌水流至401102工作面3#联巷，从而集中排出。具体施工如下：在401102回顺（3#联巷以东）非煤壁侧施工一规
格为10m（长）×2m（宽）×2m（深）的水仓，同时将3#联巷内的沉淀池（30m×2m×1.5m）作为排水点，该水仓与3#
联巷内的排水点交替使用，并敷设3趟Φ325mm排水管路，配备6台流量为500m3/h的水泵，2台分别连接1趟Φ
325mm排水管路。（三）工作面防治水安全技术措施防治水工作是减少涌水对工作面安全回采的基础，401102工作面为40110
1工作面接续面且彬长矿区水害类型众多，突水时间和突水量预报难度大，突水机理不明确，相应的防治水经验还不完善。因此，为了更好的满足
工作面防治水工作需要，特提出以下几点安全技术措施：加强防治水管理理念，坚持以排为主、防排结合的原则。强化责任落实。以地测防治水部为
总牵头部门，负责工作面防治水技术工作，对工作面涌水量、水源及时作出判断；机电部负责工作面排水管路、水泵的正常运行；工程部负责工作面
所有水仓、水沟的清淤工作；调度室负责工作面防排水协调指挥工作；其他部门负责职责范围内的防治水工作。加强排水设备管理，工作面主排水点
所有水泵均按照双电源管理，安排专职人员负责主排水点的排水工作。加强运、回顺侧水沟的保护工作。通过减少运、回顺侧放顶煤量、在水沟上方
垫压木垛等方式对水沟加以保护，确保老空水自流线路顺畅。工作面在采煤时应保持沿机头至机尾方向为一个坡度，避免在回采过程中人为造成工作
面出现低洼点。随着工作面开采，工作面老顶初次垮落及周期性垮落，工作面实测涌水量等水文地质资料将越来越丰富，若工作面涌水实际情况与预
测结果差异较大，应及时修改相关内容，采取相应措施调整工作面排水系统。第六章401102综放工作面冲击地压防治设计一、冲击危险性评
价（一）冲击地压影响因素分析煤岩层冲击倾向性：煤层具有强冲击倾向性，顶板具有弱冲击倾向性，底板无冲击倾向性。开采深度：该工作面煤层
埋深586～800m，普遍超过彬长矿区冲击地压临界深度（500～600m）。断层褶曲构造：该工作面0-350m段巷道临近或穿
越DF29断层，630-850m段巷道穿越礼村向斜。采掘扰动：401102工作面紧邻401101回采工作面，40110
1工作面的回采扰动和采空区顶板断裂等将会对本工作面的冲击发生起主导作用。底煤留设：工作面底煤均厚约10m，对冲击地压起到促进作
用。地应力：工作面最大水平主应力方位角集中在145～171°之间，与工作面顺槽轴向夹角为65～81°，将对工作面冲击地压起促进
作用。陕西彬长孟村矿业有限公司401102综放工作面设计说明书（二）冲击危险性预评价综合分析地质构造、采掘扰动及其他因素，本工
作面诱发冲击地压的主导因素为DF29断层构造及采掘扰动，初步划定冲击危险区域如下：401102工作面回采期间冲击危险区域划分
结果注：红色代表强冲击危险区域，黄色代表中等冲击危险区域。（DF29断层前后200m范围、多巷交错前后100m范围、临空
侧巷道为强冲击危险区域）第98页二、监测方法（一）微震监测台网布置1、在401102工作面运输巷超前工作面300-500
m布置2个微震探头、回风巷超前工作面300-500m布置3个微震探头，并随工作面推采而前移，始终保证有不少于5个
探头对回采工作面进行实时监测监控。回采工作面微震监测探头布置示意图（二）地音监测401102工作面回采期间，为满足地音监测需求，
地音传感器安装在锚杆端部，探头与工作面的距离应当在30～110m，2个探头循环挪动，条件允许时，探头应当尽可能远离噪音源；地音
传感器初步布置示意图如下：地音监测探头布置示意图（三）KJ24应力在线监测该工作面回采前，在两顺超前工作面300m范围内布置
钻孔应力计：运输巷、回风巷各40组，共计80个。每组8m、12m应力计各一个，组间距20m；安装位置，运输巷、回风巷
距切眼80m-280m段回采帮。随着工作面推采，根据现场实际情况不断补充安装钻孔应力计。钻孔应力计布置示意图三、冲击地压防治方
案（一）地面水平井分段压裂在401102工作面区域开展地面水力压裂，施工两口水平井（MC-01L、MC-02L），一口参数井/
直井（MC-102）。压裂目标岩层为安定组底部含砾砂岩层，将水平段分15段进行压裂施工。（二）掘进期间冲击地压防治方案4011
02工作面掘进期间，采用ZDY3500LP或ZDY4000LP型钻机施工迎头、两帮及底板大直径卸压钻孔进行卸压解危。掘进
期间煤层强冲击危险区域防治方案迎头大直径卸压掘进迎头大直径卸压参数项目钻孔数量孔深/m钻孔倾角/°孔径/mm孔间距/m迎头大直径卸
压530同巷道1531.2在巷道迎头施工大直径卸压钻孔，钻孔倾角0~3°，钻孔直径153mm，孔间距1.2m，开孔高度为距
底板1.2m，卸压孔孔深30-50m，掘进后循环施工卸压孔，迎头前方至少留有10m的卸压范围。当迎头卸压实施后，掘进工作面
依然动力显现明显，需根据实际情况，减少迎头卸压孔深度，增大迎头卸压频率，以保证掘进安全。钻孔布置示意图如下图所示：帮部大直径卸压在
巷道两帮施工大直径卸压钻孔，钻孔倾角0~3°，钻孔直径153mm，孔间距0.7m开孔高度为距底板1.5m，封孔长度3m
，卸压孔施工滞后迎头不得超过20m，强冲击危险区域不得超过5m。当卸压效果及效率不理想时，需根据现场实际情况，对帮部卸压参数进
行优化。帮部大直径卸压设计参数施工位置孔深/m方位角/°钻孔倾角/°孔径/mm孔间距/m封孔长度/m帮部1500~31530.73
帮部大直径卸压钻孔布置示意图底板大直径卸压底板大直径卸压设计参数施工位置孔深/m方位角/°钻孔倾角/°孔径/mm孔间距/m封孔长度
/m底板两底角100/180-451530.71开孔位置为底板两底角，孔径153mm、孔深10m、孔间距0.7m，倾角为-4
5°，钻孔施工完毕后使用黄泥进行封孔，封孔深度为1m。当巷道一侧有胶带输送机时，不具备在皮带侧巷帮底角施工钻孔卸压的空间，需在行
人侧底板靠近皮带处施工底板卸压钻孔，卸压钻孔施工方向与巷道轴向呈45~90°夹角（根据实际情况确定），其余参数不变。当卸压效果
及效率不理想时，需根据现场实际情况，对底板卸压参数进行优化。底板卸压措施滞后迎头的距离需以安全掘进为首要原则，根据现场实际情况及相
关标准、法规确定。底板卸压钻孔布置掘进期间煤层中等冲击危险区域防治方案迎头大直径卸压在划定的中等冲击危险区域范围内掘进时，在掘进巷
道迎头采取大直径卸压。迎头大直径卸压孔采用“正三花”与“倒三花”交替布置方式，由5个钻孔变为3个，孔深变为50m，其他参
数与强冲击危险区一致。帮部大孔径卸压在划定的中等冲击危险区域范围内掘进时，针对掘进巷道两帮采取大孔径钻孔卸压。中等冲击危险区域孔间
距调整为1.4m，其他参数与强冲击危险区一致。底板大孔径卸压在划定的中等冲击危险区域范围内掘进时，针对掘进巷道底板采取大孔径钻孔
卸压。中等冲击危险区域孔间距调整为1.4m，其他参数与强冲击危险区一致。掘进期间监测预警后煤层冲击危险区解危方案依据冲击地压事实
监测系统的监测结果，当某一区域出现冲击危险预警时，下达停工通知，在危险区域内实施解危措施。解危措施实施完毕后，利用监测系统检验卸压
效果，危险等级降低则停止解危，否则反复施工，直至危险解除，方可恢复正常生产作业。帮部孔在巷道两侧错开布置，避免对齐，错距为孔间距的
1/2。需要根据实际情况调整爆破孔施工位置，以保证此次施工爆破孔与之前已施工的爆破孔距离不小于1.5m。当解危效果不理想时，需
根据现场实际情况，对解危参数进行优化。帮部爆破卸压孔设计参数施工位置孔深/m钻孔倾角/°孔径/mm孔间距/m装药量/kg封孔长度/
m巷道两帮155°56576（三）回采期间冲击地压防治方案1.切眼断顶爆破考虑到防冲的需要，按初采期间需将基本顶巨厚岩层切断，减少
初次来压强度，避免对支架造成冲击载荷，需将上方12.87m厚（取最大）的覆岩预裂，考虑到顶煤厚度10-14m左右，即防冲需要
人工预裂的垂直高度为：垂高Hx=38.4m（按70°仰角，炮孔斜长40m）。本次施工一排炮孔，炮孔直径Φ75mm，根据顶板
岩层位置及炮孔倾斜角度，炮孔深度40m，仰角70°，如图所示，如果在打孔过程中遇到岩石松散破碎区域，可根据实际顶板破碎情况，确
定是否需要打孔爆破，为避免爆破对措施巷产生影响，需留有一定的安全距离，并根据爆破参数确定爆破孔数量，爆破炮孔参数表如表所示，现场实
施过程中，以安全施工为首要原则，当爆破效果不理想时，根据实际情况及时调整优化爆破参数。爆破炮孔参数表炮孔编号炮孔深度/m炮孔角度/
°装药长度/m封孔长度/m装药量/kg孔间距/mA1~A234070202062.78（a）（b）切眼预裂爆破平面布置图2.401
102两顺槽及401103回风巷顶板预裂爆破依据401102工作面附近M3-2钻孔柱状图，巷道上方30m范围内存
在20m合层砂岩（细粒砂岩及粉砂岩），因此需对该厚硬岩层进行处理。顶板深孔预裂爆破在401102两顺槽及401103回风
巷施工，处理范围为401102工作面两顺槽从401102切眼向外20m至停采线以外50m以及401103回风巷
从401103切眼向外10m至停采线以外50m，回采时应完成超前工作面300m的断顶工作。采用Φ60mm被筒炸药，
每卷炸药长度350mm，重量1.1kg/卷，装药线密度为3.2kg/m。下图为401102两顺槽炮孔布置示意图，在40
1102运输顺槽回采侧及煤柱侧均施工顶板爆破孔，单排布置，即每个钻场实施2个钻孔，方位角分别为0°/180°，仰角75°
，炮孔间距10m，炮孔直径75mm，装药量62.7kg，装药20m，封孔15m；在401102回风顺槽回采侧及煤柱
侧均施工顶板爆破孔，单排布置，即每个钻场实施2个钻孔，方位角分别为0°/180°，仰角75°，炮孔间距10m，炮孔直径
75mm，装药量62.7kg，装药20m，封孔15m。施工过程中，需根据现场顶板实际情况、施工后顶板垮落效果和卸压效果，
对顶板预裂孔参数进行优化，调整至交叉扇形布置，以保证顶板预裂爆破效果。（a）运输巷（b）回风巷401102两顺槽顶板预裂爆破钻孔
布置示意图3.401103回风顺槽顶板预裂爆破参数采用Φ60mm被筒炸药，每卷炸药长度350mm，重量1.1kg/卷，装药
线密度为3.2kg/m。下图为401103回风顺槽炮孔布置示意图，在401103回风顺槽偏向40m区段煤柱施工顶板爆
破孔，炮孔深度35m，仰角75°，单排布置，方位角180°，炮孔间距10m，炮孔直径75mm，装药量62.7kg，装药
20m，封孔15m。施工过程中，需根据现场顶板实际情况、施工后顶板垮落效果和卸压效果，对顶板预裂孔参数进行优化，调整至交叉扇形
布置，以保证顶板预裂爆破效果。401103回风顺槽顶板预裂爆破钻孔布置示意图4.401102工作面机电硐室顶板预裂爆破在40
1102工作面机电硐室施工一排炮孔，采用Φ60mm被筒炸药，每卷炸药长度350mm，重量1.1kg/卷，装药线密度为3.2
kg/m。下图为401102工作面机电硐室炮孔布置示意图，在401102工作面机电硐室偏向401102切眼方向施工顶板
爆破孔，炮孔深度40m，仰角75°，单排布置，方位角90°，炮孔间距10m，炮孔直径75mm，装药量62.7kg，装药
20m，封孔20m。为避免爆破对401102措施巷产生影响，需留有一定的安全距离，并根据爆破参数确定爆破孔数量，爆破炮孔
参数表如表所示，现场实施过程中，以安全施工为首要原则，当爆破效果不理想时，根据实际情况及时调整优化爆破参数。爆破炮孔参数表地点炮孔
深度/m炮孔角度/°装药长度/m封孔长度/m装药量/kg孔间距/m401102机电硐室4070202062.710（a）（b）4
01102机电硐室预裂爆破平面布置图底板大直径钻孔卸压在两顺槽底煤厚度超过10m（含10m）的区域，钻孔长10m，孔径不小
于153mm；底煤厚度小于10m的区域，钻孔施工至煤层底板1m位置。当巷道一侧有胶带输送机时，不具备在皮带侧巷帮底角施
工钻孔卸压的空间，需在行人侧底板靠近皮带处施工底板卸压钻孔。运输巷底板卸压钻孔参数施工位置孔深/m方位角/°钻孔倾角/°孔径/mm孔间距/m封孔长度/m底板两底角100/180-451530.71底板卸压钻孔布置帮部大直径钻孔卸压在划定的强冲击危险区回采时，在工作面运输巷实体煤帮和回风巷两帮施工大直径卸压钻孔，钻孔倾角0~3度，孔径不小于153mm，帮部钻孔距巷道底板1.2m。煤层大直径钻孔参数设计施工位置孔深/m倾角/°孔径/mm孔间距/m布置方式封孔长度/m运输巷实体煤帮250~31530.7单排3回风巷回采帮250~31530.7单排3煤柱帮250~31530.7单排3巷帮大直径钻孔卸压布置图帮部爆破卸压由于运输巷皮带的限制，无法实施帮部大直径钻孔进行卸压，故在划定的强冲击危险区域回采时，运输巷帮部实施帮部爆破卸压，钻孔倾角5°，爆破孔孔径为Φ56mm，开孔高度距离巷道底板1.7~1.8m。施工方式使用深孔钻车在运输巷回采帮施工完炮孔后，装药7kg，封孔长度6m，孔底留2m空气柱，爆破采用4孔1放的方式。帮部爆破卸压设计参数施工位置孔深/m方位角/°钻孔倾角/°孔径/mm孔间距/m装药量/kg封孔长度/m运输巷帮部151805°56476帮部爆破卸压示意图8.回采期间煤层中等冲击危险区域防治方案①底板大直径钻孔卸压在划定的中等冲击危险区域范围内回采时，针对工作面运输巷、回风巷和措施巷底板采取大直径钻孔卸压。中等冲击危险区域孔间距调整为1.4m，其他参数与强冲击危险区一致。②帮部大直径钻孔卸压在划定的中等冲击危险区域范围内回采时，在运输巷实体煤帮和回风巷两帮采取大直径钻孔卸压。中等冲击危险区域孔间距调整为1.4m，其他参数与强冲击危险区一致。③帮部爆破卸压在划定的中等冲击危险区域范围内回采时，在运输巷回采帮采取帮部爆破卸压。中等冲击危险区域孔间距调整为5m，其他参数与强冲击危险区一致。四、效果检验解危措施实施后，采用微震法、应力在线法和地震CT法等手段进行解危效果检验。对未能有效解除冲击危险的，必须重新实施解危，确认危险解除后，方可恢复生产。五、安全防护加强入井员工冲击地压知识培训，确保所有入井人员了解冲击地压发生的机理、征兆、应急措施，熟悉避灾路线、自救方法等，做到自保、互保。在冲击地压危险区域作业时，施工单位应指派专人密切关注围岩动态变化情况，发生冲击地压危险时，现场施工单位（区队）负责人、安检员要立即组织现场施工人员撤离危险区，设好警戒，并向调度室汇报。防冲部应立即组织现场调查，根据冲击地压危险程度，制定相应的防治措施。矿业公司、监理单位和施工单位相关管理人员应对冲击地压危险巷道进行重点检查，排查并及时消除安全隐患，监督防冲措施的落实情况。回采工作面煤壁向外200m、煤巷掘进迎头向外200m处应设置安全警戒，由专人负责警戒，进出人员必须进行登记、销号。所有人员入井前必须按规定穿戴防冲服和防冲帽等个体防护用品：顺槽内自工作面煤壁向外300m范围内，严禁存放刚性材料。移动变电站、设备列车安设在防冲管理站之外。移动变电站、设备列车放置在轨道上的，每一节车厢打设一组（每条轨道两边各1个）固定锚杆，厚度不小于10mm、宽度100mm、长度为300mm的铁板或专用夹板固定；列车与轨道之间采用40T链子、马蹄环和插销将车盘轮毂与轨道固定，每个车盘对角固定2个轮毂。移动变电站、设备列车放置在巷道底板或专用平台上的，每一节车厢底盘预留孔眼处打设固定锚杆，加装厚度不小于10mm、长和宽为150mm的锚杆托盘和配套锚杆帽固定。临时性的、移动性的电气设备、开关，设置有底座或材料架的，在底板打设两个对角固定锚杆固定底座或材料架，将电气设备和开关的下部用螺丝或不小于φ9.3mm的钢丝绳缠绕至少两圈绑扎在底座或材料架的对角上，用10号绳卡将钢丝绳固定，以不发生较大位移为准。不方便打设对角固定锚杆的，在巷道底板和帮部各打设一个固定锚杆进行固定。管路限位管理：吊挂高度大于1.2m的管路每隔10-30m，垂直巷帮打设专用固定锚杆，采用管卡配套刚性连接装置固定在专用固定锚杆上；落地管路按物料限位进行管理。架设在管道梁的，至少每节管路用专用“U”型卡配合螺帽夹板固定在管道梁上。备用支护材料、设备配件等可采用固定材料架配合锚杆固定。采用材料架固定时，方法同掘进工作面。需要固定的材料长度小于1m，应装箱管理，在巷道底板和帮部各打设一个固定锚杆，配套锚杆托盘和锚杆帽进行固定。固定材料长度大于1m，小于3m，在巷道底板和帮部各打设两组锚杆固定材料架，物料放置在材料加上并插销固定。备用溜槽、电机、立柱、护板等大于150kg的大件设备，锚杆配合钢丝绳固定在巷道帮部，每件物料捆绑两道钢丝绳，钢丝绳直径不得小于9.7mm。零散配件、工具等要装箱存放。工具箱的固定可采用地锚+帮锚固定。皮带架等不规则物料的固定同备用支护材料、设备的固定方法，要保证不发生较大位移。油桶、油漆桶、乳化液筒应加工专用的物料架，物料架要能卡住油桶，物料架要用钢丝绳配合生根锚杆固定，钢丝绳不少于2道，固定锚杆不少于2处。处理冲击地压破坏巷道顶部活矸时，必须编制专项安全技术措施。作业时应提前用液压支柱或木点柱等进行有效临时支护，并使用长柄工具站在安全地点作业。使用脚手架时，作业人员必须佩带安全带。在施工巷道人行侧帮部钻孔时，钻机易封堵巷道安全出口，施工单位应根据现场实际情况，在皮带输送机适当位置安设行人过桥，保持巷道安全出口畅通。为防止冲击地压发生时将锚索盘崩掉伤及人员，必须对所有顶部锚索采取铁丝捆绑固定的防崩措施。使用不低于12#铁丝，绑扎锚索的每根长度500mm，铁丝在锚索外露部分缠绕3圈，两端绑在锚网上，铁丝固定端必须拧紧，不能低于3扣，缠绕锚索的铁丝采用“一”字布置，锚索绑扎垂直于锚索梁，无钢带和锚索梁的，与巷道掘进方向一致。冲击地压危险区域应设应急硐室，安设压风自救与通信联络系统，配备医药、食物、饮用水等应急物品。20、避灾线路：作业地点→运输巷/回风巷→401盘区辅运巷→中央二号辅运大巷→副井底→地面。第七章井下安全避险“六大系统”一、监测监控系统401102运输巷设备列车处安装KJ90-16型监测分站一台，距下隅角10m处安装瓦斯传感器、一氧化碳传感器各一台，监测进风巷瓦斯及一氧化碳。401102回风巷在上隅角安装瓦斯传感器、一氧化碳传感器、温度传感器各一台，距上隅角10-15m处安装瓦斯、温度、粉尘传感器各一台，监测工作面瓦斯、温度、粉尘。回风巷中部安装瓦斯传感器一台，401102工作面3#联巷向西10—15m处安装瓦斯传感器、温度传感器及风速传感器各一台，监测工作面回风瓦斯、温度、一氧和风速。401102工作面措施巷闭墙前安装瓦斯传感器、一氧传感器以及风筒传感器各一台，401102工作面措施巷回风口10-15米处安装瓦斯传感器、一氧化碳传感器、温度传感器各一台，401102工作面措施巷中部安装瓦斯传感器一台。其余电气设备（钻机、水泵等）根据现场实际情况及相关规定安装瓦斯传感器。在401盘区变电所安装两台断电仪，通过切断变电所高爆开关负荷侧电源，实现401102工作面区域断电。二、压风自救系统孟村矿井压风机房布置5台SA400A型螺杆压缩机，每台空气压缩机额定排气量70.5m3/min，选用φ377×9无缝钢管沿副立井和中央一号辅运大巷敷设一趟，沿消防材料库通道进入中央二号辅运，401盘区辅运巷采用DN350的无缝钢管，401102运顺、回顺各布置一趟φ108管路，压风管路每200m安装一个三通,压风自救装置为ZJY（C）型压风自救装置。回风巷在距采面回风巷上安全出口以外25～40m范围内设置8组ZJY（C）型压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台，向外有人固定作业地点安装一组ZJY（C）型压风自救装置，其数量为1组；进风巷在距采面下安全出口以外50m范围内设置8组ZJY（C）型压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板1.5m，便于现场人员自救应用。三、供水施救系统工作面供水施救系统主管路采用φ108×4管路，沿主井、中央胶带大巷、中央二号辅运大巷、401盘区辅运至运顺、回顺工作地点。主要机电硐室、胶带输送机巷、主要运输巷、主要行人巷道、避难硐室及避灾路线巷道等地点每隔200m安装一组DN25供水阀门，用于供水施救。四、人员定位系统401102综采工作面继续使用巷道±5m精确定位+硐室、联巷区域定位模式，在顺输顺槽每600m安装精确定位基站一台，在回风巷主风门、1#联巷以及两巷避难硐室处安装区域定位基站。五、通信联络系统401102综采工作面通信联络系统由有线调度通信网络和4G无线调度通信网络两部分组成，采用统一的交换平台，实现有线、无线通信网络的统一号码管理、一体调度及统一网管。有线调度通信在运输顺槽和回风巷分别铺设一根20对和10对矿用通信电缆，巷道内每500m安装防爆电话一部。4G无线通信在运输顺槽每600m安装基站一台。六、井下紧急避险系统矿井选用永久避难硐室和临时避难硐室作为矿井的主要紧急避险设施根据井下采掘工作面布置以及人员分布情况，在副井井底车场附近已形成永久避难硐室，设计在401102运、回顺初期装备2个临时避难硐室。井下最大班人数155人，根据《暂行规定》：永久避难硐室生存室的净高不低于2.0m，每人应有不低于1.0m2的有效使用面积，设计额定避险人数不少于20人，宜不多于100人。按照一个永久避难硐室设计额定避险人数100人考虑，一个临时避难硐室设计额定避险人数30人，矿井设计避险硐室可容纳160人，可满足井下所有人员避险需求。临时避难硐室按《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》规定建设，并与压风自救、供水施救、监测监控、通信联络、人员定位系统有机结合。附表1401102工作面巷道断面特征表序号巷道名称支护形式巷道断面m2掘进尺寸m掘进断面净断面高宽1401102运输巷一段锚网索喷+U型棚21.2818.424.45.62401102运输巷二段锚网索+槽钢20.320.163.555.53401102回风巷一段锚网索喷21.6819.383.85.64401102回风巷二段锚网索21.0119.383.755.65401102回风巷三段锚网索+槽钢21.0119.383.755.66401102开切眼锚网索+槽钢30.5329.753.558.67401102措施巷锚网索7.06.62.52.88401102工作面1#联巷锚网索喷21.8719.543.65.69401102工作面2#联巷锚网索喷21.6819.383.85.610401102工作面3#联巷锚网索喷21.6819.383.85.611401102工作面通风联络巷锚网索喷21.4419.143.65.612401102工作面4#、5#、联巷锚网索16.1015.853.84.6附表2401102工作面经济技术指标表序号名称单位数量备注1工作面倾斜长度m1802煤层可采厚度m15.93平均采高m3.54平均放顶煤厚度m12.45煤层倾角度1.5平均倾角6煤容重t/m31.367灰分%13.308挥发分%32.179硫分%0.6110发热量MJ/Kg28.6711乳化液消耗Kg／万吨3012油脂消耗Kg／万吨3013截齿消耗个／万吨514循环进度m1.615循环割煤量t1302.3416循环放煤量t4128.3117循环产量t5430.6518日循环数个319平均日产量t16291.9520月产量万吨39.121月进度m11922日出勤人数人14123回采工效t/工115.55陕西彬长孟村矿业有限公司401102综放工作面设计说明书陕西彬长孟村矿业有限公司401102综放工作面设计说明书陕西彬长孟村矿业有限公司401102综放工作面设计说明书陕西彬长孟村矿业有限公司401102综放工作面设计说明书陕西彬长孟村矿业有限公司401102综放工作面设计说明书第90页第10页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