朝阳沟11001工作面设计.docx

朝阳沟11001工作面设计.docx

《朝阳沟11001工作面设计.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《朝阳沟11001工作面设计.docx（32页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。

朝阳沟11001工作面设计

郑煤集团朝阳沟煤矿有限责任公司

11001工作面工程设计

说明书

设计单位：

朝阳沟煤矿

编制人：

张战伟

总工程师：

邢吉亮

项目负责人：

刘振立

二〇一零年四月

前言¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨2

一、工作面概况¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨4

二、工作面巷道布置情况¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨6三、工作面回采工艺及顶板支护设计¨¨¨¨¨¨¨¨¨7

四、运输、电源、水源¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨11五、安全生产监控系统¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨24

六、通信调度系统¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨25

七、消防及洒水¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨26

八、通风和安全¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨26

九、防止漏风和降低风阻的措施¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨29

十、压风设备¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨30

十一、灾害预防及安全装备通风设施¨¨¨¨¨¨¨¨¨30

附图：

11001工作面布置示意图¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨40附图1：

11001工作面通风系统示意图¨¨¨¨¨¨¨¨41附图2：

11001工作面避灾路线示意图¨¨¨¨¨¨¨¨42

附图3：

11001工作面监控系统示意图¨¨¨¨¨¨¨¨43附图4：

11001工作面运输系统示意图¨¨¨¨¨¨¨¨44附图5：

11001工作面供电系统示意图¨¨¨¨¨¨¨¨45

前言

根据大地工程开发有限公司编制的《郑州煤炭工业（集团）有限责任公司朝阳沟煤矿技术改造初步设计》。

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，由于11000工作面2010年11月份回采结束，11001作为接替工作面。

为确保矿井采面正常接替，准备对11001工作面进行掘进。

一、设计编制的依据

1、《郑州煤炭工业（集团）有限责任公司朝阳沟煤矿技术改造初步设计》

2、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”全面认真贯彻执行“安全第一，预防为主”的方针、法律、法规、规范和标准，提高安全装备标准，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

做好11001工作面薄煤层开采顶板管理和支护材料选择提高工程管理水平；加强工作面通风管理和设备管理。

。

2、主要技术经济指标

井巷工程总长度362m；

井巷工程总体积2896m3；

万吨掘进率115.6m/万吨；

工期3个月；

地质储量：

3.969万t；

可采储量：

3.4374万t；

工作面生产能力3000t/月；

服务年限11.4个月；

11001工作面工程布置设计

一、工作面概况

1、11001工作面位于主斜井南部，下部为11000工作面，上部为主斜井下探巷。

该工作面开采二1煤层，平均煤厚1.5米。

该工作面地面标高+315.0-325.5米，工作面标高＋258-+275米。

11001工作面设计走向280米，斜长70米，可采储量3.4374万吨。

2、煤层赋存状况及煤层特征

该工作面煤层不稳定，煤层厚度变化大，工作面中部较两侧煤层厚。

所采二1煤层呈灰色粉末状，半光亮型，原生构造受滑动构造的影响而遭受破坏，层理不清，强度较低，煤层结构简单。

3、构造地质条件（特征）

矿井区域内地温梯度约为0.22°～2.62°C/100m，平均1.23°C/100m，地温、地压均无异常。

4、水文地质条件及涌水量

由告成井田水文地质资料得知，朝阳沟煤矿由于受告芦滑动构造影响，二1煤顶板大都被破碎带取代，矿井充水水源主要以顶板淋水为主；二1煤底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，本矿水文地质类型为第二类第一亚类第二型，即以顶板为主的裂隙充水矿床类型，水文地质条件中等。

矿井设计正常涌水量200m3/h；最大涌水量400m3/h；实际矿井正常涌水量5m3/h；最大涌水量10m3/h。

11001工作面涌水量依据公式Q预/Q知=S预/S知

计算：

Q预=Q知S预/S知

式中Q预——预计工作面涌水量m3/h

Q知——已经知道的工作面涌水量5.0m3/h

S预——预计工作面的面积17500m3

S知——已知道的面积19600m3

Q预=5×17500/19600=4.46m3/h

经计算预计工作面正常涌水量4.46m3/h，最大涌水量8.93m3/h。

5、开采技术条件

煤层瓦斯：

该矿为低瓦斯矿井，该工作面位于+258-+275水平属浅部开采，根据11000工作面开采期间工作面绝对瓦斯涌出量为0.5m3/min，再加上该工作面煤层较11000工作面薄，由此预计11001工作面回采期间绝对瓦斯涌出量为0.4m3/min。

本矿井二1煤层属于Ш类，不易自燃煤层。

煤尘有爆炸性危险性。

6、采煤方法

11001工作面设计采用DW-22型单体柱配合2.4m长π型钢梁支护支护顶板，人工机械打眼、人工落煤，走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板，排距1m，柱距0.6m。

8、采面储量及服务年限

11001工作面可采长度250m，倾斜平均70m，面积为17500m2，煤层平均厚度1.5m。

圈定地质储量：

19600×1.5×1.35＝3.969万t；

轨道下山煤柱：

70×30×1.5×1.35＝0.5316万t；

可采储量：

（3.0375－0.3645）×97％＝3.4374万t。

工作面服务年限：

工作面生产能力为0.3万t/月，服务年限为11.4个月。

二、工作面巷道布置情况

1、巷道布置

11001上付巷布置在主斜井口以下255米南翼，开口点坐标x=3812385，Y=38425082，标高+275m，走向2200、倾角-1°，设计长度280米，上付巷掘进到位后向下以方位130°，坡度-15°开切巷与下副巷贯通，切巷开口点坐标x=3812178，Y=38424892，标高+273.0m，切巷设计长70m。

该巷道担负11001工作面的进风和运输任务。

11001下付巷全部利用原11000工作面上付巷（沿空留巷），该巷开口坐标x=3812422，Y=38425036，标高+258m。

走向2200、倾角-10，设计长280m。

11001上车场开口在11001上付巷以里30米处，往上与下探巷车场贯通。

工程量12米。

方位125°。

2、巷道掘进方式及支护形式

工作面巷道掘进方式为人工爆破，巷道断面根据通风、运输、行人等要求确定，上付巷采用U25型钢单棚支护，断面6.5m2配椽子、双抗网背顶背帮。

三、工作面回采工艺及顶板支护设计

（一）、回采工艺过程：

工艺过程：

注水→移溜→打眼、装药→放炮→装煤、运煤→移主梁→攉煤、站柱→移副梁→采空区处理。

（二）、工作面支护设计

1、煤层顶底板岩性及分类

（1）煤层顶、底板岩性（见地质说明书）

（2）顶底板结构

老底←直接底←伪底←煤层→伪顶→直接顶→老顶

（3）顶板分类

直接顶为砂质泥岩，厚度为3-5m。

老顶为细粒砂岩，厚度4.5m。

初次垮落步距为13m，老顶初次来压步距为20m，周期来压步距为13m，属二类中等较稳定顶板。

本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属二类中等较稳定底板。

2、采场控制设计

该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。

（1）“支”：

就是要求支架在期工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。

在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。

因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。

A、直接顶初次垮落期间

直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：

P1=MALAYA/2L小=（5×13×2.5）/（2×2.4）=33.85t/m2

式中：

P1——支架支护强度t/m2

MA----直接顶厚度5m

YA----直接顶平均容重2.5t/m3

LA----直接顶初次垮落步距13m

L小----最小控顶距2.4m

B、老顶初次来压期间

要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。

P2=A+MBYBCB/kt/L小

=[（5×2.5）+（4.5×2.5×20）]/4/2.4

=（12.5+225）/9.6=24.74（t/m2）

式中：

P2----支架支护强度t/m2

A----直接顶重量t

MB----老顶厚度4.5m

YB----老顶容重2.5t/m3

kt----岩重分配系数kt=4

L小---最小控顶距2.4m

CB----老顶初次来压步距20m

C、周期来压期间

在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：

P3=A+MCYCCC/ktL小

=[（5×2.5）+（4.5×2.5×13）]/（4×2.4）

=16.53（t/m2）

式中：

P3----支架支护强度t/m2

A----直接顶重量t

Mc----老顶厚度4.5m

YC----老顶容重2.5t/m3

CC----老顶周期来压步距13m

L小---最小控顶距2.4m

D、按经验公式计算

按照经验，支护强度为采高岩重的6～8倍。

P4=8M=8×1.8×1.38=19.87t/m2

式中：

M-----采高煤重吨

取以上最大值，合理的支护强度应为：

P=P1=33.85t/m2

E、支护密度

按该工作面棚距为0.6m，每棚站柱5根，则，支护密度为：

N实=5/（L棚×L柱）=5/（0.6×3.4）=2.45（根/m2）

式中：

N实----实际支护密度根/m2

L棚----实际棚距0.6m

L柱----最大控顶距3.4m

N设=Pmax/F0=33.85/24=1.41根/m2

式中：

N设---支护强度必须的支护密度

Pmax----计算取的最大支护强度

F0---支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根

经计算：

N实=2.45根/m2>N设=1.41根/m2，故取支柱棚距为0.6m，每棚站柱5根，合乎要求。

（2）“护”：

包括护帮顶和护底

a、护帮顶：

根据炮采放顶煤工艺要求，顶板、煤墙、老塘实行全封闭，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。

要求所选用棚距能满足不因竹笆和椽子的强度不足而引起局部冒顶，竹笆和椽子的强度能托住两棚间松散岩体的重量。

打帮顶时竹笆要搭接合理，椽子摆放均匀。

根据理论和材料供应的材质，选0.6m的棚距（中～中）对棚架设，可以满足护顶的要求。

b、护底

护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压。

否则，支柱要穿柱鞋。

为保证工作面支柱的初撑力,底板松软地段支柱下站大木鞋（木鞋规格为:

400mm×160mm×60mm）。

（3）“稳”的准则

要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。

P初=hr（cosα+sinα/f）/G实

式中：

P初----支柱初撑力KN/根

h-----复合岩层厚度根据跨落高度取2.5m

r-----复合岩层密度2.0t/m³

α-----煤层倾角12°

G实------支护密度2.45根/m2

f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5

则：

P初=2.5×2.0×〔（cos12°+sin12°）/0.5〕/2.45

=2.844t/m2

=27.87KN

故：

根据《郑煤集团生字[2003]第8号》文件规定，中排单体柱初撑力保证在55KN以上，煤墙及老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。

四、运输、电源、水源

1、运煤路线

11001工作面（溜子）—11001下付巷（溜子、皮带）--主井皮带--平地（皮带）煤场。

2、运料路线

设备、平地料场——副斜井井口装车——斜井轨道——轨道下山——11001上付巷车场——11001工作面。

3、供电电源

有双回路专用供电电源，两趟660V电源线路，供电可靠。

4、设备选型计算

11001下付巷长度280米，向上倾角β=-1°，对该工作面设备进行选型设计。

1）、胶带机选型

1、设计依据

设计生产能力10万t/a

输送长度L=420m

上山倾角β=-1°

工作制度330d/a，16h/d

运输任务担负回采工作面运煤

煤的散集容重γ＝0.98t∕m3

煤在胶带上的堆积角ρ=30°

煤的最大块度αmax=150mm（大部分接近面煤）

设计生产率A=50t/h

初选用DTL50/20/18.5型胶带输送机,其参数：

带速1.6m/s，胶带宽度500mm，配DSB-18.5型防爆电动机1台，功率18.5KW，电压660V。

2、胶带宽度

=√50/（458×1.63×0.98×0.99）=85mm

式中：

—设计运输生产率，50t/h；

—货载散集容重，0.98t/m3；

—输送机倾角系数，β=-1°时，c=0.99；

—货载断面系数，煤堆积角ρ=30°时，槽形断面k=458；

—带速，1.63m/s。

带宽除满足运输生产能力要求外，还需按物料块度进行校核。

对原煤胶带宽度校核

=2×150+200=500mm

选用胶带宽度B=500mm。

3、胶带输送机传动滚筒驱动轴功率计算

P=（L1+50）（WV/3400+A/12230）+hA/367

=（169+50）（31.9×1.63/3400+50/12230）+5.932×50/367

=5.08KW

式中：

L1—输送机水平投影长度

Lcosβ=170×cos2°=169m；

W—单位长度机器运动部分质量，胶带宽度500mm时31.9kg/m；

h—运输机垂直高度，Lsinβ=170×sin2°=5.932m。

4、胶带输送机电动机驱动功率计算

N=P×m/（η1×a×b）

=5.08×1.15/（0.9×1×0.9）=4.73KW

式中：

m—电动机功率备用系数，取1.15；

η1—机械传动效率，一般取0.9；

a—多机不平衡系数，双机时取0.9；

b—电压降系数，井下采区取0.9。

5、胶带输送机选择

根据以上计算，运输巷采用1台18.5KW防爆电机驱动的原有DTL50/20/18.5型胶带输送机,其参数：

设计运输生产率80t/h，带速1.63m/s，胶带宽度500mm，配DSB-18.5型防爆电动机1台，功率18.5KW，电压660V。

胶带机铺设完成后，应检测运输设备及其铺设质量，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。

6、运输能力验算

A=B（KVγC）2/（1000×1.25）

=0.50×（458×1.63×0.98×0.9）2/（1000×1.25）

=173t/h

年运输能力计算为：

330×10×87=28.7万t/a

式中：

330—一年设计330天工作；

10—每天10h净运输工作时间；

87—每小时平均运输能力，取173t/h的一半。

富裕系数28.7/5=5.7﹥1.2，满足掘进运输要求。

2）、顺槽刮板机输送选型

1、设计依据

设计年生产能力10万t/a

输送长度L=80m

倾角向上β=1°

运输任务担负采区运煤

设计运输生产率A=50t/h

2、选择刮板机输送类型

根据A=50t/h，顺槽选用SGB420/30T型刮板输送机。

3有关技术特征：

出厂长度：

L=80米

运输能力：

M=80t/h

刮板链速：

v=0.86米/秒

刮板质量：

q0=16.95公斤/米

电机功率：

N=40KW

破断拉力：

SP=320000N

3、运行阻力、牵引力和功率计算

重段运行阻力

q=A/3.6×v=16.15kg/m

Wxh=[（q0×wo+q×w）Lcosβ-（q0+q）Lsinβ]×g

=[（16.95×0.4+16.15×*0.7）×120cos3°

-（16.95+16.15）×80sin3°]×9.8

=12980.8N

空段运行阻力

Wk=q0×g×L（wocosβ+sinβ）×g

=16.95×80（0.4cos3°+sin3°）×9.8

=5628.14N

考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力

Wo=1.21×（Wk+Wxh）

=1.21×（5628.14+12980.8）

=22515.6N

电动机轴上的总功率计算

N=WOv/1000*0.8（传动装置效率）=22515.6×0.86/800

=22.51KW

考虑20%的备用功率取电动机功率备用系数1.2

N=1.2×22.51=27KW

电机功率不够，因此采用SGB420/80T型刮板输送机，双电机驱动。

4、链子强度验算

K=2*0.85×Sp/Smax=2×0.85×320000/33775.4

=16.11>4.2链子强度足够。

顺槽选用一部SGB420/40T型刮板输送机。

3）、切巷刮板机输送选型

1、设计依据

设计年生产能力10万t/a

输送长度L=80m

倾角向下β=16°

运输任务担负采区运煤

设计运输生产率A=50t/h

考虑切巷刮板输送机运行条件均优于顺槽刮板输送机运行条件，故切巷刮板输送机选型计算从略，直接选用一部SGB420/30T型刮板输送机。

4）、电缆截面的选择

根据矿井实际，向该工作面供电的采区变电所距回采工作面运输巷皮带机头95米，变压器型号为KBSG-400KVA。

对于低压线路，一般按长时允许电流初选，按允许电压损失及机械强度校验。

1、按长时允许电流选择电缆截面

矿用橡套电缆载流量：

其具体情况如表3-3所示。

3-3矿用橡套电缆载流量情况

主芯截面（mm2）

长期连续负荷允许载流量（A）

4

36

6

46

16

85

25

113

35

138

50

173

70

215

95

260

要求导线的长时允许电流小于线路的负荷电流。

即：

KIac≥Ica

式中：

Iac---空气温度为25度时，电缆允许载流量；

K---环境温度修正系数，取1；

Ica---用电设备持续工作电流

（1）对于顺槽选用的胶带机额定功率为18.5KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢

其中P=18.5KW

U=660V

cos¢=0.85

则Ie=18500/1.732×660×0.85=19.04A

支线路的负荷电流Ica1=19.04A

（2）对于顺槽选用的杂质泵额定功率为4KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢

其中P=15KW

U=660V

cos¢=0.85

则Ie=4000/1.7326×660×0.85=4.11A

支线路的负荷电流Ica2=4.11A

（3）对于顺槽选用的单台刮板机额定功率为2×40KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢

其中P=80KW

U=660V

cos¢=0.85

则Ie=80000/1.732×660×0.85=82.33A

支线路的负荷电流Ica3=82.33A

（4）对于切巷选用的单台刮板机额定功率为40KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢

其中P=40KW

U=660V

cos¢=0.85

则Ie=40000/1.732×660×0.85=41.17A

支线路的负荷电流Ica4=41.17A

干线路的额定负荷电流IcaZ1=Ica1+Ica2+Ica3+Ica4

=19.04+4.11+82.33+41.77

=147.21A

根据线路的负荷电流并考虑负荷增加等情况，总电源线路选用截面70mm2电缆;皮带机、杂质泵、单台刮板机之间选用截面70mm2电缆；刮板机电源分支线路的电缆选用截面25mm2电缆；皮带机、杂质泵电源分支线路的电缆均选用截面16mm2电缆。

2、按电缆网路的电压损失校验电缆截面

为保证用电设备的正常运行，电缆网路实际电压损失不应超过网路所允许的电压损失，即端电压不得小于额定电压的95%。

为此，应选用足够大的电缆截面，以使电压不得超过允许值。

终端电压损失计算：

ΔU=PL*103

UγA

式中：

ΔU---电缆线路的电压损失，V；

P---电缆所带负荷的有功功率计算值，KW；

L、A---电缆的长度、截面面积，m、mm2；

γ---电缆导体的电导率，m/Ω.mm2；铜芯橡套电缆20℃时电导率为53m/Ω.mm2；

根据工作面的实际走向长度，考虑1.1系数，确定供电电缆的敷设长度。

假定供电电源至胶带机机头的电缆长度L70=95m，胶带机机头至杂质泵的电缆长度L70=170m，杂质泵至刮板机机头的电缆长度L70=30米，刮板机机头至切巷刮板机机头的电缆长度L70=10m，电机至启动开关负荷线长度取10m。

则ΔU70=P1L*103

UγA

=102*95*103=3.95V

660*53*70

ΔU70=P2L*103

UγA

=84*170*103=5.83V

660*53*70

ΔU70=P3L*103

UγA

=80*30*103=0.9V

660*53*70

ΔU70=P4L*103

UγA

=40*80*103=1.3V

660*53*70

ΔU25=P4L*103

UγA

=40*10*103=0.45V

660*53*25

按允许电压损失5%计算，其允许电压降

ΔU=660×5%=33V

取最远端最大负荷校验电压损失，根据计算的各段电缆的电压降之和为：

ΔU总=ΔU70+ΔU70+ΔU70+ΔU70+ΔU25

=3.95+5.83+0.9+1.3+0.45

=12.43V<33V

符合供电要求。

5）、低压开关的选择及整定

1、低压开关选择

井下动力线网中低压馈电开关选用矿用隔爆型真空馈电开关，启动器选用真空磁力起动器，所用开关的额定电压应不小于所在电网的额定电压，额定电流应不小于其所控制线路的最大长时工作电流。

对于控制单台或两台电动机的开关，其最大长时工作电流可取电动机的额定电流。

按照计算，支线路最大负荷电流Ica=41.17A，干线路的负荷电流Ica=158.6A，所以由变电所向采面供电的低压总馈电开关可选用额定电流为200AKBZ型真空开关；向皮带机、刮板运输机和液压钻机供电的启动开关选用额定电流为80A的QBZ型真空启动器，供电系统图见附图5。

2、低压开关整定

（1）由变电所向掘进工作面供电的低压总馈电开关的整定

过负荷整定：

IZ≥1.1×Icaz=1.1×158.6=174.46A

取0.9倍的额定电流，即0.9*200=180A

短路整定：

IZd≥5×Icaz=5×158.6=793A

取4倍，即4×200=800A

整定校验：

K=Imin

（2）/IZd=1277/800=1.59>1.5,整定合格。

式中IZ-----过负荷整定电流，A；

Imin

（2）--被保护线路末端最小两相短路电流，A；查