1工作面工程设计.docx

1工作面工程设计.docx

《1工作面工程设计.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《1工作面工程设计.docx（39页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。

1工作面工程设计

前言

根据原义马广宇工程设计咨询有限公司编制的《登封市宏达煤业有限责任公司技术改造初步设计（修订版）》。

原河南省煤炭工业局组织专家组对该初步设计进行了评审并作了批复。

该矿为低瓦斯矿井，矿井采用两立井单水平上下山开拓，中央边界式通风，机械抽出式通风方法，主立井进风，副井回风。

一、设计编制的依据

1、原义马广宇工程设计咨询有限公司编制的《登封市宏达煤业有限责任公司技术改造初步设计（修订版）》。

2、河南省煤炭地质勘察设计院2005年11月编制的《河南省登封市宏达煤业有限公司煤炭资源储量核查报告》。

3、有关实测图纸及技术文件、资料和采掘现状等。

二、设计编制的指导思想

1、设计体现“以人为本、科学发展”的指导思想，全面认真贯彻执行“安全第一、预防为主”的方针及行业技术规范、标准，提高安全装备水平，增强防灾抗灾能力。

2、体现技术管理规范的特点，合理布置，利于安全管理。

三、设计的主要特点及主要技术经济指标

1、设计的主要特点

1）、12075位于12采区东北部，12采区运输上山东部，为采空区，根据我矿12073工作面回采揭露的采空区情况看，采空区内留有1.5-2.5米厚的底煤，平均煤厚2米,具有开采价值。

2）、该区煤层结构简单，层位稳定，全区可采，属近水平较稳定型煤层。

3）、本区距地表170-190m，为低瓦斯区域，主采的二1煤层属不易自燃煤层。

煤尘具有爆炸性，爆炸指数18%。

2、主要技术经济指标

井巷工程总长度386m；

井巷工程总体积2509m3；

回采面积9000m2；

万吨掘进率14.4m/万吨；

工期2个月；

地质储量2.52万t；

可采储量2.14万t；

工作面生产能力0.5万t/月；

服务年限4.2个月；

12075工作面工程设计

第一章工作面概况及采区概况

一、工作面概况

1、工作面位置及参数

12075工作面上下付巷分别从12采区一联巷110米、60米处开口，上付巷开口坐标：

X=3812290,Y=38432900，以方位78°坡度-8°沿底掘进80米，下付巷开口坐标：

X=3812240，Y=38432875,以方位78°坡度-8°沿底施工96米。

12075配风巷开口坐标为：

X=3812287，Y=38432871，以方位78°沿底掘进120米，切巷长度90米，-5°与下付巷贯通。

采用单体液压支柱配合∏型梁对棚支护，巷宽2.4m，巷高2m，净断面4.8㎡,掘进断面5.7㎡，棚距0.6m，使用荆芭、椽子背打帮顶。

下付巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中—中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。

其断面规格为下净宽3.2m，净高２.6m，净断面６.5m2。

上付巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中—中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。

其断面规格为下净宽3.2m，净高２.6m，净断面6.5m2。

配风巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中—中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。

其断面规格为下净宽3.2m，净高２.6m，净断面６.5m2。

2、煤层赋存特性

（1）、煤层赋存条件

本区总体构造形态为一断陷盆地，矿区中部为一宽缓向斜构造，向斜轴走向78°，向北东倾伏，两翼地层产状较平缓，北翼地层倾向100°,倾角2～3°,南翼地层倾向47°，倾角2°，煤层产状与地层产状一致。

（2）、瓦斯

根据登封市2004年9月组织矿井瓦斯等级鉴定结果，本矿二1煤层绝对瓦斯量为0.96m3/min，相对瓦斯量5.31m3/t，为低瓦斯矿井。

（3）、煤尘爆炸性

根据2004年6月煤尘爆炸性鉴定报告，本矿井煤尘爆炸性指数为18%，有煤尘爆炸性危险，生产中应采取有效的防隔爆措施，以确保矿井和职工的安全。

（4）、煤炭自燃倾向等级

本区二1煤自燃等级Ⅲ类，为不易自然煤层。

3、煤层顶底板情况

1）、煤层顶板岩性

在二1煤层之上30m范围内所含砂岩含水裂隙层，岩性为细、中粒砂岩，砂质泥岩，一般发育3～5层，累计平均厚度30m左右。

砂岩岩性致密坚硬，裂隙不发育，且多被方解石脉充填。

该矿井二1煤层顶板岩体属中等完整（Ⅲ级），质量较差（Ⅸ级）的顶板。

2）、煤层底板岩性：

主要为山西组下段，太原组上段，组成的砂岩裂隙含水层，厚度一般在10m左右。

砂岩致密坚硬，岩性易破碎，岩溶裂隙发育，但极不均一。

4、采面储量及服务年限

12075工作面下付巷长96m，上付巷长80m，配风巷长120m，切巷总长90m，可采面积为9000m2，煤层平均厚度2.0m。

（1）12075工作面：

地质储量：

9000×2×1.4＝2.52万t。

可采储量：

2.14万t。

工作面服务年限：

工作面生产能力为0.5万t/月，服务年限为4.2个月。

5、地质构造

1）地质概况

2）、构造、地质条件（特征）

本区总体构造形态为一断陷盆地，矿区中部为一宽缓向斜构造，向斜轴走向78°，向北东倾伏，两翼地层产状较平缓，北翼地层倾向100°,倾角2～3°,南翼地层倾向47°，倾角2°，煤层产状与地层产状一致。

6、水文地质条件及涌水量

该采面水文地质条件划分为简单，主要充含水层为顶板裂隙水和老空水。

本采面正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为20m3/h。

7、工作面通风

设计该工作面采用U型通风方式，风流路线为：

12075工作面掘进风流路线为：

主立井—运输大巷—局扇—12075回风巷—12运输巷上山（上段）—东翼总回风巷—副井。

12075工作面回采期间风流路线为：

主立井—东翼运输巷—12采区一联巷—12075下付巷—12075切巷—12075上付巷—东翼总回风巷—副井。

2、采区概况

12075工作面位于12采区东北部，其可采范围内煤层底板标高+80m—+120m，东到井田保安煤柱边界、西12采区一联巷、南至12073工作面采空区。

1、储量及服务年限

经计算12075采面地质储量2.52万吨，可采储量2.14万吨服务年限4.2个月。

2、瓦斯涌出量及涌水量

根据采区设计采面瓦斯绝对涌出量为1.26m3/min，相对瓦斯涌出量4.53m3/t。

按照《地质说明书》，预计12采区正常涌水量10m³/h，最大涌水量20m³/h。

矿区水文地质勘探类型为第三类二亚一型，即以底板岩溶充水为主的水文地质条件中等的矿床。

3、构造

《煤炭地质勘探范围》将本区二1煤层矿床水文地质类型划归为三类二亚类一型，即以煤层底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件简单的煤矿床类型。

根据该矿一3煤层实际生产揭露，矿井正常涌水量为10m3/,依据《煤炭地质勘探规范》将本区一3煤层矿床水文地质类型规划为三类二亚类一型，即以煤层顶、底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件简单的煤矿床类型。

4、设计工程量及工期

设计12075工作面下付巷工程量96m，上付巷工程量80米，配风巷120米，切巷工程量90米。

因此12075工作面总工程量386米，施工工期为2个月。

5、目前矿井生产系统情况

1）、提升运输系统

主立井安装0.75t罐笼双码提升担负全矿井提煤任务。

副井提升装备0.75吨非标准罐笼，担负全矿井提矸、下料等任务。

井下煤炭运输：

12075工作面安装SGB-17刮板运输机一部，上付巷安装一部SGB—17刮板运输机，掘进工作面使用一部SGB-17型刮板运输机。

井下物料运输：

主井下料人工运到12075采面下付巷，然后再到12075采面。

2）、通风系统为中央边界分区式，通风方式为抽出式，主井进风，副井回风。

安装有二台FBCDZ4-6-№14型轴流通风机，单台风机配套电机37KW×2，风量32.4m3/s。

局部通风采用YBT-11（22）型风机,双风机能自动倒台，“三专+两专”供电，风机供风量210m3/min。

3）、供电系统

①矿井现有双回路电源，一回路来自大冶35KV刘碑变电站10KV母线段17板冶东线，供电距离3Km.另一回路来自35KV变电站10KV母线段4板刘桥线，供电距离8Km，供电线路均为LGJ-70导线，电压等级10KV，矿井的供电电源可靠。

在I、Ⅱ回路母线段两侧分别控制1#井下、2#井下S9-500/10/0.69KV型变压器两台，用于井下采煤工作面、掘进工作面、井下通风、排水用电。

专用变电器，由平地5＃风机专用变压器（型号S9-100/10/0.69KV），经地面3#KBZ-400专用开关下井，经井下配电所馈电到12075局部通风机。

②通过高压开关柜在I、Ⅱ母线段两侧分别控制3#地面S9-315/10/0.38KV、4#地面S9-315/10,10/0.38KV用于地面回副井绞车供电、主通风机用电及地面生活用电；地面主通风机、压风机、回副井绞车、井下主排水泵实现双回路供电。

井下局部通风机实现“三专”加“两专”供电。

达到《规程》规定，符合安全生产基本条件。

③井下电气设备全部选用有煤安标志的防爆产品，且每台设备安装有接地、过流、漏电保护装置；达到《规程》要求，符合安全条件。

④嵩阳宏达（登封）煤矿属低瓦斯矿井，但是我矿按照集团公司要求，掘进工作面必须安装专用的局部通风机2台。

一备一用，必须实现自动倒台、三专两闭锁，运行风机出现故障，而备用风机能自动启动运行；掘进工作面通风机采用专用电缆、专用开关，并实现风电、瓦斯电闭锁。

该项工作已通过了郑煤集团公司嵩阳煤业的验收通过。

达到《规程》规定，符合安全条件。

⑤、井下排水系统

主排水系统采用一级排水，在副井底建立有内外环水仓、泵房，选用MD25-30×7型离心水泵三台，一用一备一检修，配30KW防爆电机，工作面排水系统设临时水仓。

⑥、安全监测监控系统

监测监控系统为KJ101N，由地面中心站、井上下监测监控分站和各类矿用传感器构成。

地面中心站配两台主机，实现独立供电。

现井下分站7台，地面1台，对矿井主扇负压、温度、井下风速、负压、一氧、沼气、风门开关、风机开停、馈电状态等进行监测监控。

采煤工作面上隅角风流回风流各安装一台甲烷传感器，并安装有瓦斯电和风电闭锁装置。

甲烷传感器的报警浓度0.8%、断电浓度0.8%、复电浓度0.75%，断电范围包括工作上下巷全部电器设备。

测风站设有风速传感器，局扇设有开停传感器，主要风门设有风门开关传感器（见通风监测系统图）。

在掘进回采期间要加设一氧化碳传感器。

⑦、压风系统

利用地面一台空压机KGJ-20/8G空压机，排气量为20m3/min。

压风管路干管采用φ108×6mm无缝钢管，沿主井敷设。

12075上下巷支管路采用φ75×4mm无缝钢管。

⑧、问题和建议

在老采空区内，应防止老空水，另外距地表交近在采掘过程中对地面塌陷要重点监控。

防止地表河水灌入井下，造成事故。

汛期前，对地表季节河流进行改造。

第2章工作面巷道布置及支护形式的选择

工作面顶板支护设计

1、巷道布置

12075工作面切巷开口坐标X=3812232,Y=38432975，以方位：

258°，沿底掘进90米，与12075工作面下付巷贯通，坡度-5°。

采用单体液压支柱配合∏型梁对棚支护，巷宽2.4m，巷高2m，净断面4.8㎡,掘进断面5.7㎡，棚距0.6m，使用荆芭、椽子背打帮顶。

下付巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中—中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。

其断面规格为下净宽3.2m，净高２.6m，净断面６.5m2。

上付巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中—中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。

其断面规格为下净宽3.2m，净高２.6m，净断面6.5m2。

配风巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中—中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。

其断面规格为下净宽3.2m，净高２.6m，净断面６.5m2。

2、顶板管理

1）工作面支护设计

（1）、采面支护形式

①、采面支护高度：

工作面采用DZ22-30/100型单体柱配合2.4m长“π”型钢梁、矩形支护。

“π”型钢成对使用，正常情况下保持二梁五柱。

考虑其最大和最小支撑高度，工作面支护高度确定为2m。

②、排距：

1m（误差±100mm）。

③、棚距：

0.6m（误差±50mm）。

④、工作面迎山距确定：

A、采煤工作面每节巷道坡度由验收员在现场提前测定，同时根据测定的坡度现场标定每节迎山值的大小。

B、当班挂节采煤工应根据验收员已标定的迎山值进行站柱。

C、迎山值的测定：

测单体柱柱帽的垂线（垂线1米处）与单体柱的水平距离。

D、附迎山值明细表。

（2）、支护强度设计

①、已采工作面矿压观测结果

根据已采采煤工作面观测结果分析，预计该工作面直接顶初次跨落步距为7-8m，老顶初次跨落步距为18-20m，老顶的周期来压步距为10-15m。

②、顶板结构：

顶煤--直接顶--老顶。

迎山值明细表

工作面倾角

迎山角

迎山值

备注

5º～10º

1º30′

105mm

实际操作过程中迎山值左右偏差不得超过35mm。

11º～15º

2º

195mm

16º～20º

3º30′

270mm

21º～25º

4º

345mm

26º～30º

4º30′

435mm

31º～35º

5º30′

520mm

（3）、采面顶板控制设计

工作面的顶板控制从支、护、稳三方面考虑。

①、支护

从直接顶初次跨落，老顶初次来压，周期来压进行计算，取其最大值。

Ⅰ直接顶初次跨落期间的合理支护强度P1

P1=MzYzLz/（2Lk）

式中：

Mz----直接顶厚度3.48m

Yz----直接顶平均容重2.0t/m3

Lz----直接顶初次跨落步距8m

Lk----最小控顶距2.4m

则P1=（3.48×2×8）/（2×2.4）=11.6t/m2

Ⅱ老顶初次来压期间合理支护强度P2

P2=A+MeYeCo/（4×Kt×Lk）

式中：

A----直接顶作用力

A=MeYeL/Lk

Me----老顶厚度11.6m

Ye----老顶平均容重2.0t/m3

L----最大控顶距3.4m

Co----老顶初次来压步距20m

Kt----岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N控制

N=3.48÷1.8=1.93

Kt取2

Lk----最小控顶距2.4m

则：

A=（11.6×2×3.4）÷2.4=32.87t/m2

P2=25.2+（11.6×2×20）÷（4×2×2.4）=49.37t/m2

Ⅲ顶板周期来压期间的合理支护强度P3

P3=A+McYcC/（4KtLk）

式中：

C----周期来压步距取15m

则P3=25.2+（11.6×2×150）÷（4×2×2.4）=43.33t/m2

取三个周期最大支护强度，则合理支护强度为：

P=49.37t/m2

Ⅳ工作面支护密度G（根/㎡）

G=P/（Fn）

式中：

F----支柱工作阻力30t/根

n----支柱工作阻力利用系数0.85

P----最大支护强度49.37t/m2

实际支护密度：

Gs=5÷（0.6×3.4）=2.5根/m2

Gs>G，可知工作面支护强度可满足要求。

②护

护顶：

工作面所选荆芭规格为：

长1000mm，宽800mm,椽子为：

长800mm，直径40mm以上，根据工作面棚距可以保证护顶。

护底：

工作面遇水或底板特别松软时采用穿鞋护底的方法。

③稳

P初=hr（cosa+sina/f）/G实

式中：

h----复合岩层厚度3.48m

r----复合岩层密度2.0t/m³

ªa----煤层倾角10°

G实----支护密度2.5根/m2

f----软硬岩层之间摩擦系数取0.5

则：

P初=3.48×2.0×（cos10°+sin10°÷0.5）÷2.5

=4.32t/m2

根据所用单体液压支柱规格，换算初撑力为：

33.9kN

经计算可知该工作面支柱初撑力必须保持33.9kN以上，根据集团公司下发的《郑煤集团公司炮采管理规定》取中排支柱初撑力为55kN，煤墙及老塘柱初撑力为30kN。

2）、采煤工作面上、下安全出口支护设计

（1）、机头安全出口：

长2.4m，宽1m，高2m。

在安全出口内布置4对4.0m的“π”型钢梁，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为5m，最小控顶距为4m，此处至少保证一梁四柱（详见工作面支架布置示意图T-3）。

（2）、机尾安全出口：

长2.4m，宽1m，高2m。

在安全出口内布置4对3.5m的“π”型钢梁，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.4m，此处至少保证一梁四柱。

上下安全出口各设一对一梁四柱的抬口棚。

3）、采煤工作面超前支护设计

在工作面上、下付巷两侧自工作面煤墙向外用1m交接顶梁配合2.5m单体柱架设超前棚，其中靠工作面一侧架设20m，另一侧架设10m。

安全出口处超前支护不得打断，超前支架梁头接梁头，楔子打紧，超前支架一梁一柱，保证支柱完整无缺，初撑力不低于50KN，高度不低于1.6m，宽度不小于2.0m。

运输巷应留有0.7m宽的人行道。

正常作业中，超前支护必须与上下尾巷打齐，不得提前回收。

附图：

工作面巷道布置图T—1

上下巷、切巷剖面图T—2

第三章工作面生产系统

12075采面各生产系统简要叙述如下：

1、运输系统

1、运煤系统

12075工作面17型/溜子—12075上付巷一部溜子—东翼运输巷—主井提升至地面,见运输系统图T-4

2、运料系统

地面→副井→12075上付巷—工作面。

2、通风系统

1、通风方式及通风系统

矿井通风方法为机械抽出式，通风方式为中央边界分区式，工作面为U型通风。

新鲜风流由主立井进入井下，经东翼运输大巷、12075机巷到采煤工作面，乏风经工作面及回风巷回入东翼总回风巷经过副井排至地面。

2、风量计算

根据《煤矿安全规程》第103条规定，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：

（1）、掘进工作面需要风量

①、按瓦斯涌出量计算

Q掘=100×q掘×KCH4＝100×0.6×2.0=120m3/min

式中：

q掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量1m3/min

KCH4—瓦斯涌出不均衡通风系数，系数取1.2

、按局部通风机吸风量计算

Q掘＝Qi×I×Kf＝200×1×1.05＝210m3/min

式中：

Qi—掘进面局部通风机额定风量YBT-11，200m3/min

I—同时运转的通风机台数，I＝1

Kf—防止局部通风机吸循环风的风量备用系数取1.2

③、按同时作业人数计算

Q掘=4N=4×20=80m3/min

式中：

N—掘进工作面同时工作最多人数，取20人

④、按风速进行验算

15S

式中：

S—掘进工作面净断面积，9.5m2

验算0.25×60×9.5<240<4×60×9.5

掘进工作面需要风量取最大值210m3/min，两个掘进工作面需风量2×210m3/min＝420m3/min。

（2）、采煤工作面需要风量

①、按工作面瓦斯涌出量计算

Q采=100×q采×K=100×2.8×1.6=448m3/min

式中：

Q采—采煤工作面需要风量，m3/min

q采—采煤回风巷风流中瓦斯绝对涌出量2.8m3/min

KCH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数取K=1.5

、按工作面温度选择适宜风速计算

Q采=60×V采×S采=60×1.1×5.8×1、2=459.4m3/min，取400m3/min

式中：

V采—采煤工作面适宜风速，m/s

工作面温度15～25°，V采=1.25m/s，K温=1.0

S采—工作面平均断面积m2

S采=1/2（3.4+2.4）×1.8=5.22m2

③、按同时作业人数计算

Q采=4N=4×80=320m3/min

式中：

N—工作面同时工作最多人数取80人

④、按风速进行验算

0.25×60S

式中：

S—工作面平均断面积5.22m2

Q采max=400m3/min

15×5.22<400<240×5.22

经验算，回采工作面需风量459.4m3/min（7.6m3/s），符合要求。

3、通风路线

新鲜风流：

主立井→东翼运输巷→12075下付巷→12075工作面。

乏风流：

工作面→12075上付巷→东翼总回风巷→副井→地面。

三、供电系统

有双回路专用供电电源，两回660V电源线路均引自配电点，由3#开关供电，供电可靠。

四、防、排水系统

工作面→上、下付巷→主立井井底水仓→由水泵经主立井→地面。

五、安全生产监测系统

监测系统KJ101N，利用6号分站，对12075局部扇风机的开停、采、掘工作面瓦斯、主要风门的开关状态进行采集处理，并对瓦斯超限进行报警、断电控制。

监控分站的电源分别取自井下中央变电所和被控总开关的电源侧，监测系统设置详见附图。

六、调度通讯系统

1）、生产调度通讯

利用矿井通讯调度交换总机，12075工作面进、回风巷及各主要硐室等处设电话分机。

使用矿用本安型自动按键电话机，以保证井下电话用户的通讯需要，通信电缆在入井处装设熔断器和避雷装置，以防雷电波及井下。

2）、对外通信

利用井下中央变电所直拨电话，可以满足对外联络的需要；矿调度室与矿救护中队设直通电话，并配备无线通讯系统。

七、消防及洒水

地面静压水池容量200m3，管路经主斜井、向各采掘工作面。

水源供水可靠，满足生产需要。

井下消防管道与井下洒水管道采用同一供水管网，其用水由生产水池供给，给水管从主井井筒进入井下。

12075工作面消防洒水管道采用无缝钢管，干管φ108×6mm，支管D75×4mm。

井下主要运输巷道、主要回风巷、12075工作面进回风巷的巷道中均敷设洒水管。

在所有敷设管道的巷道内，每隔50m设三通支管和阀门做冲洗巷道用，该工作面进回风巷每隔50m设置一个洒水阀门。

并配备一定数量的胶皮管。

附图：

工作面设备布置图T—3、通风系统图T—5、供电系统图T—6、工作面供水、除尘洒水系统图T—7、工作面排水系统图T—8、工作面通讯系统布置图T—9、压风系统图T—10、工作面安全监测监控系统图T—11。

第四章工作面生产能力及服务年限

一、工作制度

矿井年工作日为330天，每天三班作业，三班采煤，每天净提升时间12小时。

二、设计生产能力及服务年限

根据12075工作面可采储量2.52万吨，生产能力为0.5万吨/月,12075服务年限为4.2个月。

第五章采煤工艺及设备选型

一、采煤工艺

工作面采用走向长壁后退式一次采全高采煤方法，镐采落煤，人工装煤，采用SGB-17刮板输送机运煤。

回采工艺过程：

移溜→镐采→掏梁窝→拔主梁→刷帮、站柱→拔副梁→放顶→放煤→移运输机。

工作面采用全部陷落法管理顶板。

最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m，采煤工作面高度2m。

回采工作面运输设备，选用一台可弯曲刮板机，型号SGB—17，此设备使用方便，管理简单，安全可靠。

12075运输巷选用二部SGB—17可弯曲刮板运输机。

二、设备选型计算

12075工作面长90米，设计最大产量0.8万吨/月。

（一）、运输能力计算

8000/（30×12）=22t/h

30—每月30天

14—每天净运输时间12小时

（二）、刮板输送机选型

12075采面：

1、设计依据

设计生产能力0.8万吨/月

输送长度L=90m

倾角向上±5°

运输任务采面运煤

设计运输生产率A=22t/h

2、刮板机选型

选用SGB320/17型刮板输送机

技术特征：

运输能力：