采煤工藝模擬設計報告設計課題：采煤工藝模擬設計專業班級：學生姓名：指導教師：設計時間：2014.6.18-2014.6.29工程技術學院

前言在當今科技經濟發展的新形勢下，煤炭開采技術的研究必須面向國內國外兩個市場，面向經濟建設主戰場，立足于煤炭開采技術的前沿，立足于中國煤炭發展戰略所必備的技術設備，立足于煤炭工業中長期發展戰略所必需的關鍵技術的公關，立足于煤炭工業工程實際問題的解決，重點從事中場那個氣研究開發和技術設備，跟蹤產業科技前沿，開發有自主知識產權的煤炭開采技術及配套設備的主導核心技術，占領技術制高點。采煤方法和工藝的進步和完善始終是采礦科技發展的主題。本次設計通過我們到扎賚諾爾礦務局靈泉礦實地實習、搜集、整理的礦井井田地質報告以及靈泉礦七采區的地質報告和七采區回采規程等資料，回校后依據《礦產資源法》、《煤炭法》、《煤礦安全規程》等技術政策和法規，運用所學的專業知識著力解決以下問題：七采區工作面的設計，回采工藝的設計，破煤方式的選擇，裝煤及運煤方式的選擇，工作面端頭支護的設計以及頂板的管理等內容并最終繪制出工作面布置圖。回采工藝課程設計是學生在校學習《煤礦開采方法》課程中的重要技能學習環節，目的在于通過課程設計鞏固和加強課堂理論知識，并使之與生產實踐緊密結合，以培養學生運用所學知識分析問題與解決回采中各主要工序的基本能力，掌握設計的基本方法和設計技能，并結合生產實踐，鍛煉解決生產所遇到的實際問題，培養學生正確的思維方式和工程技術人員應具備的基本技能。由于本次的采煤工藝模擬設計，涉及學科多，運用知識多，考慮環節多，同時需要我們去查閱資料，思考問題，斟酌方案。因此，我們不僅僅把以前所學的知識溫習了一遍，更重要的是把所學的知識融會貫通的運用了一遍，極大地提高了我們的實踐能力和專業水平，這對于我們以后的工作有著極大的幫助，讓我們更有信心走向工作崗位。 目錄TOC\o"1-3"\h\u24370第一章采區概況 ③根據以上計算，確定支架工作阻力為12000kN。（2）支架的選擇一般來講，支架的連桿形式可分為：單擺桿、正四連桿、反四連桿幾種形式。單擺桿一般多用于工作面傾角不大、礦壓顯現不明顯的輕型支架；正四連桿機構支架抗偏載能力強，穩定性好，人行通道較大，通風斷面大，但支架后部的運輸機過煤空間相對較小；反四連桿形式影響人行通道，且通風斷面減少，操作困難，但支架后部的運輸機過煤空間相對較大。綜合分析比較，本次設計采用了正四連桿機構，而正四連桿機構通常又有兩種形式，即前連桿為Y型連桿，后連桿為單連桿，和前連桿為H型連桿，后連桿仍為單連桿，經分析比較，本次設計采用前連桿為H型連桿、后連桿為單連桿。在后連桿兩側分布了2根尾梁千斤頂，對提高尾梁的支撐穩定性和端部載荷十分有利，同時前后立柱之間人行通道更加寬松。目前，四柱支撐掩護式低位放頂煤支架，絕大多數礦區均采用正四連桿鉸接尾梁小插板式結構。二、支架高度的選擇北二采區三區段工作面煤層平均厚度為12m，留0.5m底煤，考慮生產能力300萬噸及采放比不能超過1:3，確定采高3.5m。考慮支架穩定性及立柱伸縮比，支架高度為2.3～4m。工作面基本支架選用ZF12000/23/37型液壓支架，過渡支架選用ZFG13000/23/37型液壓支架，端頭支架選用ZTZ30536/23/42型液壓支架。3.5.2液壓支架主要參數支架型號及名稱為ZF12000/23/37型放頂煤液壓支架，數量114架。支架主要結構有：護幫板、伸縮梁、前梁、頂梁、掩護梁、尾梁、插板、前后連桿、底座、頂梁和掩護梁側護板、推移機構、彈簧和導桿、單伸縮立柱、推移千斤頂、側推千斤頂、護幫千斤頂、前梁千斤頂、伸縮梁千斤頂、尾梁千斤頂等。液壓支架主要技術參數見表1.3.5.3特種支架（1）工作面端頭支護工作面上端頭設有ZTZ30536/23/42型液壓支架3架一組，在端頭支架與基本液壓支架間設1臺ZFG13000/23/40型過渡液壓支架和3臺ZFG13000/23/37型過渡液壓支架，基本液壓支架到下端頭處設ZFG13000/23/37型過渡液壓支架4臺。（2）回風平巷的超前支護超前支護采用ZTC40000/23/42型超前支護液壓支架做為支護設備，該套支架由四組支架串聯而成，兩架并列成一組，互為支撐，交替行走。其中前置支架1組，中置支架2組，后置支架1組。（3）運輸平巷超前支護采用ZW30400-23-37型超前支護液壓支架做為支護設備，該套支架由四架支架串聯而成，互為支撐，交替行走。其中前置支架1架，中置支架2架，后置支架1架，前、后置支架分別裝有護幫板。液壓支架主要技術參數表1序號項目技術特征內容1型式四柱支撐掩護式低位放頂煤支架。2支護高度2300～3700mm；最高高度：3700mm；最低高度：2300mm3額定工作阻力12000kN（P=37.3MPa）4初撐力（KN）10128kN（P=31.5MPa）5平均支護強度1.3MPa6底座寬度1550mm7對底板平均比壓3.77MPa8支架中心距1750mm9支架寬度1660～1860mm；最大寬度：1860mm；最小寬度：1660mm10移架步距800mm11推溜力/拉架力474/801kN12不可拆卸最大件重量～7.7噸13左右排立柱中心距890mm14頂梁長度3640mm（兩鉸接點）15前梁長度1450mm（鉸接點到前端）16前梁尖端承載能力801kN17操作方式鄰架控制（整個工作面采用先導式多芯管鄰架控制系統）18泵站壓力31.5MPa19不便拆卸運輸尺寸6925×1660×2300mm（長×寬×高）(整體運輸)20支架整體重量約36.7t3.6回采面生產技術管理3.6.1作業方式1.正規循環生產能力WW=LShγC式中：W－正規循環生產能力，ｔ；L－工作面長度，197.5ｍ；S－工作面循環進度，0.8ｍ；h－采厚，h割=3.5ｍ；h放=8mγ－煤容重，1.25ｔ/m3；C－工作面采出率，C采：95％、C放75％。右一片工作面正規循環生產能力為：W割=197.5×0.8×3.5×1.25×95％=656.68tW放=137.5×0.8×8×1.25×75％=825tW總=W割+W放=656.68t+825t=1481.68t晝夜循環數N≈63.作業方式1、工作面作業形式為“三班采煤，一班準備”；“四六制”。2、工作面循環進度為0.8m，第一二三班各兩循環，第四班準備；日循環個數為6個。3.6.2勞動組織井下工作人員為135人。勞動組織圖表表3-5-1序號工種生產1班生產2班生產3班準備班合計1班長222282采煤機司機222393支架工3337164放煤工333095泵站工111256機電維修000887端頭支護8888328刮板輸送機司機3334139轉載機司機1111410看線工1110311浮煤清掃員66642212保守1110313質檢員11103合計32323239135工作面循環圖表3.6.3主要技術經濟指標主要技術經濟指標表表3-5-2編號項目單位指標備注1工作面工業儲量萬t644.52工作面可采儲量萬t483.353工作面傾斜長度m197.54工作面走向長度m22705煤層厚度m126采高m3.57放高m88回采率%759煤層容重t/m31.2510循環進度m0.811月循環數個18012月推進度m14413日產量t889014月產量萬t26.6715回采工效t/工65.8516工作面可采期a1.613.7風量選擇及計算根據《煤礦安全規程》(2011版)第一百零三條和《煤炭工業礦井設計規范》（GB50215-2005）7.1.3之規定，礦井總進風量，應按井下同時工作最多人數所需風量和按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需風量的總和分別進行計算，并取其中最大值。礦井需風量系根據國家安全生產監督管理總局發布的AQ1028-2006《煤礦井工開采通風技術條件》中所提供的方法對礦井需要風量按各采煤、掘進工作面，獨立通風硐室及其它巷道等用風地點分別進行計算。本礦井前（后）期均布置1個綜采放頂煤工作面，2個綜掘工作面，1個普掘工作面，采掘比1:3。（一）礦井需要風量1、按井下同時工作的最多人數計算Q＝4·N·K＝4×324×1.15＝1490.4m3/min＝24.8m3/s式中：Q－礦井總供風量，m3/min；N－井下同時工作的最多人數，按兩班交接時計，共324人；K－礦井通風系數，取1.15。2、按采煤、掘進、硐室等處實際需風量計算（1）采煤工作面需風量計算①按瓦斯涌出量計算Q采＝100··式中：—回采工作面實際需要的風量，m3/min；—回采工作面的瓦斯絕對涌出量，0.389m3/min,按0.4計算。—工作面瓦斯涌出不均勻備用風量系數，通常機采工作面取1.2～1.6，本礦井綜放工作面取k=1.5Q采=100×0.4×1.5=60m3/min=1.0m3/s②按氣象條件或瓦斯涌出量計算Q采＝Q基本×K采高×K采面長×K溫（m3/min）式中Q采—回采工作面需要風量，m3/min；Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本風量，m3/min，Q基本=60×工作面控頂距×工作面實際采高×70%×適宜風速（風速取0.6m/s）；K采高—回采工作面的采高調整系數，取1.4；K采面長—工作面長度調整系數，回采工作面長度197.5m，因此系數Ki取1.3；K溫=回采工作面溫度與對應風速調整系數，工作面溫度＜18℃，風速取0.6m/s，系數K溫取0.9；故Q采＝Q基本×K采高×K采面長×K溫=60×5.89×3.5×70%×0.6×1.3×1.4×0.9=858m3/min=14.3m3/s③按工作面溫度計算Q采＝60·Vc·Sc＝60×0.6×14.04＝433.44m3/min=7.224m3/s式中：Vc－回采工作面適宜風速，取0.6m/s；Sc－回采工作面平均有效斷面，回采工作面平均凈斷面積S采＝5.731×3.5×70%=14.04m2④按作業人數計算每人供風量≮4.0m3/minQ采＞4·N＝4×32＝128m3/min＝2.1m3/s式中：N－采煤工作面同時工作的最多人數，32人；⑤按風速驗算60×0.25S＜Q采＜60×4SS－工作面平均斷面積，取14.04；210.6m3/min＜Q采＜3369.6m3/min；取上述計算最大值，確定采煤工作面需風量為Q采＝858m3/min=14.3m3/s，經驗算，滿足風速要求。故取工作面風量Q采=870m3/min=14.5m3/s較為合理。（2）掘進工作面風量計算①按瓦斯涌出量計算根據靈露煤礦提供的數據，掘進工作面絕對瓦斯涌出量最大值為0.582m3/min。Q掘＝100·q掘·Kd＝100×0.582×1.3＝76.66m3/min式中：Q掘－掘進工作面需風量，m3/min；q掘－掘進工作面絕對瓦斯涌出量，0.582m3/min；Kd－不均衡通風系數，取1.3。②按局扇吸入風量計算（按煤巷掘進計算）Q掘＝Qf×Ii+60×0.25S＝260×1+15×13.8=467m3/min=7.78m3/s；式中：Qf－局扇額定風量，取260m3/min；S－掘進工作面巷道通風斷面，13.8m2；Ii－局扇臺數，1臺。③按炸藥使用量計算每kg炸藥供風≮25m3/minQ掘＞25Aj＝25×10＝250m3/min式中：Aj－掘進工作面一次爆破所用的最大工作藥量，10kg。④按工作人數計算Q掘＝4·N＝4×25＝100m3/min＝1.7m3/s式中：N－掘進工作面同時工作的最多人數，25人。⑤按風速驗算Q掘＞60×0.25S＝207m3/min（最低風速）Q掘＜60×4.0S＝3312m3/min（最高風速）式中：S－掘進工作面巷道通風斷面，13.8m2。取上述計算最大值，Q掘＝467m3/min=7.78m3/s。確定掘進工作面需風量為∑Q掘＝3×7.78m3/s＝1400.4m3/min＝23.34m3/s。經驗算，同時滿足風速要求。故取掘進面風量Q掘=1410m3/min=23.5m3/s較為合理。（3）獨立通風硐室及其它地點需風量①井下獨立通風硐室合計17.5m3/s，其中：蓄電池修理間及充電、整流硐室，取2.5m3/s；避難硐室，取2.0m3/s；等候室，取2.0m3/s；一采區絞車房，取2.5m3/s；一采區絞車房及配電間，取2.5m3/s；一采區變電所硐室，取2.5m3/s；一采區排水及變電泵硐室，取3.0m3/s。②其它地點需風量其它地點需風量：∑Q其它=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐）×5%=（14.5+23.5+17.0）×5%=2.75m3/s（4）礦井容易時期總風量：本礦井總用風量按上述要求確定，礦井通風系數（抽出式）按自治區相關文件取km=1.80。∑Q礦=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·km=（14.5+23.5+17.5+2.75）×1.80=104.85m3/s=6291m3/min根據計算，本礦容易時期總需風量為104.85m3/s，設計取總風量為105.0m3/s。（5）礦井困難時期總風量：根據采區接續計劃安排，礦井通風困難時期出現在開采一采區下部時期，困難時期礦井用風地點數量不變，則困難時期總風量與容易時期相同：∑Q礦=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）·km=（14.5+23.5+17.5+2.75）×1.80=104.85m3/s=6291m3/min根據計算，本礦困難時期總需風量為104.85m3/s，設計取總風量為105.0m3/s。（二）礦井通風負壓及等積孔容易時期：風量：105.0m3/s，通風負壓：1161.1Pa，等積孔：4.05m2困難時期：風量：105.0m3/s，通風負壓：2766.4Pa,等積孔：2.62m23.8安全技術措施3.8.1一般規定1、所有上崗人員嚴格執行《煤礦安全規程》、《煤礦安全技術操作規程》和《采煤作業規程》。嚴格遵守各項規章制度，嚴禁違章指揮、違章作業、違反勞動紀律。2、所有上崗人員都必須持證上崗，嚴格執行崗位責任制、現場交接班制度、設備檢修制度、質量驗收制度和事故分析制度。3、工作面回采工程質量和頂板管理按照《煤礦安全質量標準化標準》的各項要求執行，做到動態達標、安全生產和文明生產。4、所有上崗人員上崗前都必須學習本規程，學習后每個人簽字并進行考試，不合格不得上崗。5、全隊干部、職工必須熟知工作面的避災路線，提高自保互保能力。6、加強工作面設備管理，切實按照設備的完好標準進行檢修和保養，保證設備處于完好狀態。7、采煤設備的安全設施，必須按設備的自身安全使用要求進行安裝調整，保證完好可靠，正確使用，任何人嚴禁以任何理由隨意拆除。8、工作面的監測系統、通風系統、防塵系統、通訊系統以及其它設施，隨時保持完好狀態，正常使用。9、作業人員進入刮板輸送機、轉載機機道內作業前，必須將本設備和相關聯設備停電、閉鎖，掛好停電作業牌，同時維護好煤幫和頂板。10、處理液壓管路故障時，必須先關閉作業線路前端截止閥或者停止乳化液泵運行，并進行卸壓，確保在無壓情況下作業。11、作業人員到皮帶輸送機上作業前，必須將皮帶輸送機停電閉鎖，并掛好停電作業牌，并做到誰掛誰摘。12、各工種作業人員進入作業地點后，應先觀察好現場及周圍的環境，排查處理隱患，確保安全后再作業。13、嚴禁單崗作業。前、后端頭維護工、電氣檢修工等工種作業時，必須設專人監護；作業過程中要做好自保，嚴禁從事超出自己工作技能范圍內的工作，當發現解決不了的問題或隱患后，及時向班長匯報，另行采取措施。14、工作面正常時沿底板回采。工作面在開采過程中要隨時掌握回采層位并及時探底煤。15、綜采隊配合生產技術科做好工作面的礦壓及涌水量觀測工作，掌握工作面頂板活動規律和涌水量變化情況，以便于指導生產。3.8.2頂板管理一、初次來壓與周期來壓時的安全技術措施1、工作面液壓支架必須有足夠的初撐力，管線、接頭、安全閥、缸體、立柱密封必須確保完好，同時泵站壓力不得小于31.5MPa。2、對片幫嚴重地段，應提前打好射幫柱，防止片幫傷人。3、初次來壓與周期來壓時，采煤機必須放慢牽引速度，并設專職人員觀察煤壁及頂板情況，發現問題及時處理。4、初次來壓與周期來壓時，頂板壓力大，可采用提前移架或移花架的方式，防止頂板冒落。帶壓移架，移架時要快、準、穩及時到位。5、移架過程出現的“倒架”、“死架”必須及時處理。6、初次來壓與周期來壓時，加強軌道、運輸順槽超前支護段的支護強度，發現問題及時處理，確保工作面前、后出口暢通，巷道外形尺寸符合《規程》規定。7、隨時注意觀察頂板及煤壁情況，防止片幫掉頂傷人。如工作面出現掉頂、冒頂，應及時在液壓支架上方挑走向梁或打木垛，防止冒頂面積的進一步增大，處理完畢后方可作業。周期來壓期間，減少放煤量，在頂板不好時可以不放頂煤。8、加強工作面地質構造段頂板管理，采煤機割完頂煤后，及時移架，減少空頂時間和控頂距。9、安排專人對所有支護進行檢查，防止支護失效發生冒頂事故。10、右零片、右二片順槽壓力增大，原支護出現明顯變形時，必須及時打設單體液壓支柱、補網或打中心頂子加強支護。11、加強機電設備防爆與上下隅角瓦斯管理，嚴防發生瓦斯事故。二、防止及處理片幫、冒頂的安全技術措施(一)防止片幫、冒頂1、回采時，嚴格控制工作面采高、放高，按規程規定層位采放。2、確保液壓支架有足夠的初撐力和規定的工作阻力。3、確保綜放工作面設備完好。4、嚴格按正規循環作業，合理控制推進速度，減少空頂時間，盡量使頂板勻速緩慢下沉。5、遇到煤壁片幫嚴重地段，及時打好射幫柱。6、當頂板比較破碎時，應放慢采煤機牽引速度，采煤機過后伸出伸縮梁，打開護幫板對新暴露的頂板進行及時超前支護，防止架前冒頂，并及時移架，推前刮板輸送機，移架可以采取超前移架、移花架或帶壓移架方式。7、右零片、右一片順槽內必須備有足量的圓木、半圓木及完好單體液壓支柱，以備使用。8、在片幫嚴重、冒頂處上下20m范圍內嚴禁放煤。9、前、后順槽局部地段超高時，超前支架必須接實頂。（二）處理片幫、冒頂1、對于頂板破碎、壓力大的地段，應采用超前移架、移花架或帶壓移架的方式，打開護幫板護住幫和頂，必要時打射幫柱或挑走向梁。2、對于局部冒落地段，可以利用單體液壓支柱配合圓木近水平支撐煤壁，然后在液壓支架上打臨時支柱，臨時支柱打好后，在兩臺液壓支架前探梁上打木垛控制頂板。處理冒頂時，移架順序應從兩端向冒頂區拉移。3、處理工作面局部冒頂時，應提前在煤壁打好射幫柱，防止片幫傷人同跟班隊長觀察頂板狀態，防止掉頂傷人。4、頂板沒有封好前，嚴禁開前刮板輸送機拉貨。5、工作面發生冒頂事故時，采煤機、前部刮板輸送機必須停機，待維護好頂板后再開機。6、處理工作面冒頂區域時，提前用鉆機或其它辦法疏干冒頂區上方和積水，確認無危險后，作業人員方可進入。7、處理冒頂時，跟班隊長和班長必須現場指揮，根據實際情況采取措施。8、處理冒頂必須在頂板穩定后進行，先清理好退路再進入作業區域內處理冒頂，處理冒頂時設專人監護。9、如果冒頂區沿工作面方向較長，應由冒頂區兩側向中間處理。處理前先觀察冒頂地帶的頂板是否己穩定，并加固冒頂區兩側的煤壁，防止冒頂區域擴大。10、處理冒頂事故過程中，嚴禁任何人擅自操作冒頂區及兩側15m范圍內支架、開啟前部刮板輸送機和在本段架后放煤作業，該范圍內支架的操作手把必須全部扳回“零”位，并設專人看護。11、冒頂區及兩側15m范圍內的支架加強維護，及時處理跑、冒、滴、漏等問題，防止因支架支護失效，致使冒頂區擴大。12、一旦發現冒頂繼續擴大，難以控制且頂板有淋水或淋水加大時，應立即通知隊領導及礦調度，如發現有突水征兆，應迅速沿避災路線撤離，撤離時應通知隊領導、礦調度及附近工作的其他人員。第四章生產系統4.1工作面運輸4.1.1運輸方式1、運煤路線工作面前、后部刮板輸送機→轉載機（破碎機）→右零片順槽膠帶輸送機→二采區膠帶運輸機→主井井底煤倉→主斜井強力膠帶機→地面煤倉。2、輔助運輸路線地面→副井→+330井底車場→二采區上部車場→二采區軌道下山→右二片車場→右二片順槽→工作面。（附：運輸系統示意圖）4.1.2運輸設備1、運煤工作面兩臺SGZ1000/1400刮板輸送機→工作面運輸順槽SZZ1200/700轉載機→運輸順槽2臺DSJ120/160/2×500可伸縮膠帶輸送機(1600t/h)→右零片溜煤眼→一采區DXL120/2×500帶式輸送機→井底煤倉→主斜井DTL120/96/4×500強力膠帶機→地面煤倉。2、輔助運輸工作面順槽巷道長度2580米，右零片順槽安設1臺、右一片順槽安設2臺SQ-80/110P無極繩絞車并安裝JH-14回柱絞車作為輔助運輸設備，選用鋼絲繩直徑為Φ24.5㎜和Φ18.5㎜（礦車型號：MGC1.7-9）。3、鋪軌巷道選擇30kg/m的鋼軌，右零片順槽采用鋼軌枕，右一片順槽采用木軌枕，枕距900mm，軌枕間距600mm，鋪軌長度2580m。4.2通風系統通風路線新鮮風：副井→二采區上部車場→二采區軌道下山→右二片車場→右二片順槽、右二片順槽副巷→工作面。乏風：工作面→右零片順槽→+330軌道大巷聯絡巷→+340回風大巷→風井→地面。（附：通風系統示意圖）4.3供電系統靈露礦在排水立眼和供電立眼（紅旗公社菜地）場地新建一座靈露變電所，變電所內安裝兩臺SFZ10-40000/110/35/1040000kvA變壓器，正常工作時，兩臺變壓器同時工作，分列運行，當一臺變壓器事故或檢修停止運行時，另一臺變壓器可保證礦井一級和二級負荷用電，入井電纜電壓等級為10KV，引自地面10KV配電室。變電所兩趟電源分別引自靈東礦110KV變電所內的110KV側不同母線盤，導線采用LGJ-150/25mm2鋼芯鋁絞線，采用鐵塔架線。變電所內安裝ZF12-126/2000A-40KA型GIS組合電器一套，安裝KYN28A-12型10kV配電柜24臺，安裝H.SVG++-10/7200kvar型10kV電容補償裝置2套;安裝SFZ10-40000/110/10型主變壓器2臺（一用一備）。110kV變電站采用直流控制、微機綜合保護，安裝交流屏、直流屏和綜合保護屏及通訊屏共13臺。井下采區變電所有3回路入井供電線路，入井電纜分別引自地面靈露礦110/10kV變電所10kV側不同母線段，采用MYJV42-8.7/10kV3×185型礦用交聯聚乙烯絕緣粗鋼絲鎧裝電力電纜，線路長度為1580m。入井電纜沿下線立眼敷設到采區變電所。正常工作時3回供電線路分列運行，當1回線路發生故障時，另2回線路能保證井下全部負荷用電。采區變電所安裝礦用隔爆型永磁式高壓真空配電裝置25臺；其中電源進線柜3臺（630A）聯絡柜4臺（630A）饋出柜18臺（其中500A5臺、315A13臺）。10KV供電系統為單母線分三段接線方式，兩段母線分列運行，各段母線間設聯絡開關柜。安裝KBSGZY-500/10/0.69500kVA隔爆移動變電站2臺，KBSGZY-100/10/0.69100kVA隔爆移動變電站1臺。礦用低壓隔爆開關13臺。（附：配電系統圖）4.4壓風系統4.4.1空氣壓縮機設備的選擇本礦空氣壓縮站設于副井井口附近，壓縮空氣主要供井下配備的風動工具，排水用風泵，掘進巷道3臺風動錨桿鉆機，混凝土噴射機2臺。空氣壓縮機站必須的總容量計算如下：(1)按礦井生產用氣計算：Q=α1×α2×γ×Σmi×qi×ki(m3/min)=1.2×1.15×1.09805×(3×3.5×0.9+4×0.05×0.9)≈15(m3/min)式中：α1——延管道全長的漏風系數，管路敷設長度大于2000m時，α1取1.2；α2——由于風動工具磨損耗氣量增加系數，一般α2=1.15；γ——海拔高度修正系數，γ=1.09805；mi——同類型風動工具的臺數；qi——同類型風動工具的空氣耗氣量，m3/min；ki——同類型風動工具的同時使用系數。（2）按井下移動救生艙（10人）及避難硐室（100人）用氣計算Q=α1×α2×γ×（n1Q人+n2Q人）×0.3=1.2×1.15×1.09805×(4×10+100)×0.3≈63（m3/min）式中：Q人——為人數。經計算，綜合考慮礦井用氣量，選用現場已有正在運行的4臺DLG—132型(風冷)螺桿式空氣壓縮機(Q=21m3/minPg=1.0MPa）其中3臺工作，1臺備用及檢修。4臺空氣壓縮機的配套電動機功率為132KW。4.4.2空氣壓縮機及壓風管路的布置方式礦井壓風機房設在地面工業廣場內，共安設四臺DLG-132型風冷螺桿式空氣壓縮機，三臺工作，一臺備用。配套電動機功率132KW,供電電壓660V。每臺空壓機配置一臺2m3儲氣罐，儲氣罐設置安全閥、釋壓閥、以保證壓縮空氣安全。壓縮空氣站至主副斜井井筒壓風管路采用直徑Φ159×6mm無縫鋼管，供風主管路由地面機站送出，經主斜井、副斜井→+330井底車場→一采區軌道下山→至各用風地點，壓風管路三通閥門設置距離小于200m。壓風主干管路直徑Φ140×8mm無縫鋼管、支管路為直徑Φ75×5mm無縫鋼管。采用法蘭盤連接，沿軌道下山鋪至各用風地點。工作面上下順槽供風管路全長5600m，并按照相關要求在一采區右一片運輸、右零片回風順槽距工作面小于1000m的范圍內各安設了2臺可移動式救生艙額定容量12人/臺，滿足災變期間工作面提供壓風供氣的要求。4.5防滅火系統Ⅱ2-1煤層屬于容易自燃煤層，設計采用綜合預防煤層自燃發火措施。放頂煤工作面采用氮氣防滅火措施，選用DM1000井下移動式制氮裝置兩組，采空區采用注砂防煤層自燃發火，建立火災預報束管檢測系統。井上下所有帶式輸送機均采用阻燃輸送帶，巷道內設有照明燈，便于觀察煙霧；在輸送機頭部傳動滾筒處設有打滑檢測器，逆止器，張緊采用液壓絞車自動拉緊裝置，可避免由于打滑而產生火災；輸送機兩側設有跑偏輥，可避免由于輸送帶與其他物體摩擦而產生火災；液力耦合器使用非可燃性傳動介質，避免火災的發生。危險性分析見下表：礦井的防滅火危險性分析表4-5-1序號主要危險源位置事故類別觸發條件主要對策措施1采煤工作面高壓電纜“放炮”引起燃燒爆炸（局部）引起火災采煤機滾筒切割煤壁遇堅硬夾石層起火花；機械移動電纜被拉斷短路火花。加強通風，防止瓦斯積聚；使截齒滿足特殊要求并避免強行截割；按規定要求移動電纜。2膠帶運輸機巷膠帶或可燃物火災膠帶跑偏、打滑摩擦而引燃；托輥等轉動件附近堆積浮煤過多未消除，引起浮煤蓄熱自燃；滅火器缺乏或失靈；50m軟管不到位；工人不會使用滅火器。膠帶輸送機安設防跑偏裝置和溫度自動檢測報警裝置；定期清掃膠帶輸送機各處沉積的煤塵和浮煤；巷道設置滅火器材和消防水管；使工人掌握滅火器材的使用方法。3采空區煤炭自燃采空區有大量浮煤，密閉不及時或漏風，采空區存在時間超過自燃發火期，發生氧化反應熱量積聚。減少浮煤，提高密閉質量，減少漏風，加強和完善防滅火措施。4機電硐室電氣火災設備選擇不當；維護管理不善；缺乏過載、過流、短路保護。按規程要求選擇電氣設備，并必須具有安全標志；加強預防性維修；設置防滅火工具材料。5輸電線路電纜火災電纜超負荷運轉加速老化；電纜漏電、短路；電纜阻燃性能低；接地保護系統失效等。按規程和相關要求選用產品；及時檢測、維護、更換輸電線路。（附：防火灌漿系統圖）4.6排水系統一采區水泵房內安裝6臺MD450-60×7型耐磨水泵，兩臺使用，兩臺備用，一臺檢修，一臺應急。一采區水倉內的水經3趟φ426×