11050工作面设计说明书文档格式.docx

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1、采区位置及特征：

根据本井田矿区范围及井上下开采条件，全井田划分为二个采区：

即11采区、12采区。

11采区位于井田东北部，为单翼采区。

采区内正常生产布置一个炮采放顶煤工作面进行生产。

2、采区巷道布置：

（1）巷道布置：

11采区平行布置两条巷道，沿井田北部边界布置，11采区皮带巷主要通过井底煤仓与主井联通，11采区轨道巷主要通过轨道巷与副井井底车场联通。

11采区皮带巷兼做11采区进风巷，11采区轨道巷兼做11采区回风巷并与井底车场联通。

（2）工作面上、下付巷布置：

为减少煤柱损失，提高资源回收率，设计采用走向沿空掘巷方式布置工作面的上、下两巷，工作面采用由里向外方式接替开采。

（3）区段划分：

结合现有工程布局，11采区共划分五个回采工作面。

3、采区车场及硐室：

11采区车场采用平车场形式，车场内设有空、重存车线。

4、采区运输、通风、排水系统：

（1）煤炭运输系统：

回采面煤炭→回采面溜子→运输平巷溜子→运输平巷皮带→11采区运输

巷皮带→主井底箕斗煤仓→主井箕斗→地面→筛矸装置→转载皮带机→贮煤

（2）掘进煤、矸及辅助运输系统：

掘进煤及矸→上、下巷溜子→上、下巷皮带→11采区运输巷皮带→主井底箕斗煤仓→主井箕斗→地面→筛矸装置→转载皮带机→贮煤场。

设备及材料（平板车及材料车）→副井罐笼→副井井底车场→11采区轨

道巷→工作面上、下巷→回采工作面

（3）通风系统：

新鲜风流→主井→11采区皮带巷→工作面下付巷→回采工作面→工作面上付巷→11采区轨道巷→井底车场→副井→地面。

（4）采区排水系统：

工作面水经过工作面临时水仓，排至采区水仓或采区辅助水仓，通过采区水泵将采区涌水经11采区轨道巷排至井底车场，澄清沉淀后自流至井底中央水仓排出地面。

二、采区主要安全生产系统

通风系统：

矿井采用中央并列抽出式通风方式，安全性好。

矿井总进风量36.56m3/s，采用现有BDK54-6-NO.15/2型轴流式通风机进行通风，配2×

55KW防爆电动机，风量充裕。

回采工作面采用了“U”型上行通风方式，掘进工作采用了独立通风方式，由局部扇风机压入式通风。

井下设置了完善的通风构筑物，保证了通风风流按拟定的路线流动和安全生产；

主扇风机和井下局部扇风机均选用高效、节能、运行可靠的风机，保证各用风地点风量的稳定供给；

全矿井反风采用主扇风机反转来实现，区域及局部反风通过巷道布置和井下反风设施来实现，可满足全矿井、区域及局部反风的要求。

矿井配备了通风安全仪器仪表，对及时掌握、调整通风参数提供了保证。

运输系统：

轨道下山提升物料、矸石及升降人员用。

提升物料及矸石采

用JD11.4型调度提升绞车，一次提一辆0.75T矿车；

运送人员采用GLS1/6/1/1立井罐笼。

采区运输下山选用三部DTL-650型带式输送机。

第一部胶带输送机主要技术参数：

B=650mm，Q=186t/h，V=2m/s，L=390m，倾角18°

，N=2×

37KW。

胶带类型：

平面阻燃胶带。

第二部胶带输送机主要技术参数：

B=650mm，Q=186t/h，V=2m/s，L1=150m，倾角5°

，N=18.5KW。

胶带类型：

第三部胶带输送机主要技术参数：

B=650㎜，Q=186t/h，V=2ｍ/s，L1=180ｍ，N=18.5KW。

胶带类型：

供电系统：

由吴家村、屈河变电站向平地变电所输送两趟10kv3×

70mm2

架空线路，作为变电所的两回路电源。

变电所选用二台S9-500/10/0.4kv型变

压器向主扇风机、主副井绞车、压风机及工业广场供电。

下井电缆选用两趟MYJV42-10KV-3×

35mm2型钢皮铠装电缆，每回路350m，分列运行；

由地面变电所经主井井筒引至副井底中央变电所。

井下中央变电所选用两台KBSG-500/10/0.69kv变压器供井下生产用电；

选用一台KBSG-200/10/0.69kv变压器供井下掘进工作面使用的局扇三专供电。

排水系统：

矿井正常涌水量38m3/h，最大涌水量65m3/h，矿井排水经高浊度一体化净化装置处理后，作为矿井工业场地井下生产、消防给水水源，多余部分外排。

为确保给水安全，工业场地给水管网采用环状布置。

给水管材采用无缝钢管，丝扣连接。

给水管道沿地形敷设，埋设深度一般为0.7～1.0m。

监测监控系统：

采区目前使用的是ＫＪ95N型监测监控系统，地面主机一备一用，该系统功能齐全，运行稳定，符合《煤矿安全规程》要求。

目前矿井共安装各类传感器41台（其中瓦斯传感器7台，温度传感器3台，风速传感器1台，负压传感器1台，水位传感器3台，一氧化碳传感器1台）断电器3台，馈电传感器3台，开停传感器13台，风门开闭传感器8台。

三、采区各系统形成时间

按照《关于登封市新峰煤炭有限公司矿井技术改造施工组织设计批复》（郑煤技施﹝2006﹞6号），新峰煤矿于2006年10月24日开始技改施工。

四、采区工作面接替顺序

11030回采工作面—11050回采工作面

五、11050工作面位置及参数

11050工作面为炮采工作面，西南部为11030工作面采空区，东北部为新星煤矿（1994年～1995年）井田采空区，西北部为11采区的两条巷道，东北部为新峰煤矿井田未采动区。

地面位置：

位于苇圆沟村境内。

工作面范围内工作面标高为120～130米，地面标高为+280～+310米。

11050工作面走向可采长度平均为80米，工作面倾斜长72米，面积为5760m2，平均煤厚4米，可采储量3.18万吨，正常工作日27.5天/月，设计生产能力1.22万吨/月，可采期2.6个月，推进度33米/月。

六、11050工作面煤层赋存情况及地质构造

二1煤层呈黑色、块状、粉末状、鳞片状、半亮型煤,弱玻璃光泽，结构简单，不含夹矸；

根据11010和11030工作面掘进、回采资料表明，该工作面煤层赋存不稳定，煤厚在0m至4m之间，平均2.7m，属三类不易自燃煤层，顶板为原生顶板，底板为泥岩；

预计掘进过程中最大瓦斯涌出量0.5m3/h，正常

瓦斯涌出量0.3m3/h，煤尘爆炸指数30%。

结合11030工作面掘进时期揭露的地质资料和工作面回采时期的煤壁素描、探煤厚资料等煤层赋存状况确定11050工作面煤层底板起伏较大，煤层倾角为6°

～8°

，平均7°

，煤层整体呈现，西北部下方较厚、东南部上方较薄。

水文地质情况：

本面西南部的11010工作面和11030工作面在掘进期间无涌水，回采时巷道内无顶板滴水；

根据以上情况分析，11050工作面无大面积积水，但不排除掘进过程中局部顶底板少量涌水，老空水是本工作面的主要水害，老空水主要来源于东北部的原新星煤矿采空区，对工作面威胁较大因此在掘进施工时必须采取“先探后掘”的措施。

预计本工作面掘进时正常涌水量约1m3/h，最大涌水量约3m3/h。

顶板裂隙水：

回采时煤层顶板形成导水裂隙，在采动时会发生滴水、淋水或小股溢水，是顶板砂岩含水层富水性弱，水量小，水量为1～3m3/h，易于疏干，一般情况下顶板含水层水量不大，对于工作面不构成水害威胁。

底板岩溶裂隙水是工作面底板的主要充水水源，来自太原组的L7-8灰岩，

掘进中不破坏该含水层，对采面影响较小。

底板间接充水含水层为L1-3与寒武系灰岩含水层，富水性强，向东南部开采当水头达到一定高度时可通过断层或裂隙带间接向矿井充水，是工作面突水的主要威胁因素。

因东南部煤层较薄，不宜开采，可作为隔水煤柱（约200米）。

本面地质条件简单，煤层整体分布在一单斜构造上，无其他地质构造，工作面底板起伏较大，对掘进、回采影响较大。

回采时可采用伪倾斜开采。

七、其它地质情况

1）、预计工作面回采时正常涌水量为2m3/h，最大涌水量5m3/h；

（2）、预计回采时瓦斯绝对涌出量为1.5m3/min，相对瓦斯涌出量0.98m3/t；

（3）、煤尘具有爆炸性；

煤层自燃倾向性为三类不易自燃；

（4）、地温、地压正常。

第二章巷道布置方式及支护形式的选择、工作面支护设计

一、巷道布置方式及支护形式的选择

由于11050工作面煤厚不稳定，因此影响该工作面巷道布置的主要因素是煤层厚度，结合11010工作面和11030工作面掘进和回采时揭露煤层赋存状况，瓦斯较小，以及该工作面实际回采情况确定巷道布置方式。

11050工作面上付巷：

沿原11030工作面下付巷老空区掘进，设计走向长度100m，采用2×

2.4工字钢支护，掘进断面5.75m2，净断面5.46m2，11050上付巷设计方位129°

，开口处坡度为3°

开口向里75米后坡度18°

，沿底掘进，11050工作面形成后，11050上付巷做为11050采面运输、回风和行人使用。

11050工作面下付巷：

沿11采区皮带巷掘进，11050下付巷设计长度140m，采用2.6×

2.4工字钢支护，掘进断面5.75m2，净断面5.46m2，11050上付巷设计方位129°

，坡度6°

—10°

，沿底掘进，11050工作面形成后，11050下付巷做为11050采面运输、进风和行人使用。

11050工作面切巷：

11050工作面从上付巷掘进与下付巷贯通，设计长度72m，采用2×

2.4工字钢支护，掘进断面5.75m2，净断面5.46m2，掘进方位39°

；

采面形成后切巷支护替换为2.4mπ型钢梁和DZ22-30／100单体柱支护。

工作面巷道布置详见11050工作面平面图。

根据矿井生产经验，上、下付巷和切巷掘进均采用工字钢支护，能承受矿山压力，又能满足设备运行、检修等需要。

由于该工作面矿山压力大，因此在施工时要加强巷道支护及顶板管理工作。

二、顶板管理

1、工作面支护及工艺流程

工作面回采时采用爆破落煤，人工装煤，采用SGB-320/17T型刮板输送机运煤。

支护形式采用单体柱配π型钢梁支护。

工作面工艺流程为：

打眼放炮→移主梁（护顶）攉煤→移付梁→管理顶板→采空区处理→移溜→打眼注水。

最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m。

放顶步距0.8米。

2、顶板支护支护工艺流程：

准备（处理活煤活矸、掏梁窝拔付梁超前护顶）——攉煤——刷帮——站柱

3、顶板管理方法采用全部垮落法管理顶板，要求采空区冒落高度普遍大于1.5倍采高，当采空区冒落不充分（面积超过2×

5㎡）时，必须采取加固支架或强制放顶措施。

4、控顶距与放顶步距

工作面支护采用单体柱配2.4米π型钢。

最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距0.8m。

5、特殊支护

1）、端头支护：

工作面回风巷安全出口高度不低于1.8米，采用四对3.5mπ型钢梁配单体液压支柱支护，两梁六柱，每根π型钢下不得少于三根支柱。

最外侧的一对π型钢