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11061设计说明书

第一章工作面概况及危险源分析

第一节工作面概况

一、工作面位置及四邻关系：

该掘进工作面位于11采区西侧，东至11采区轨道上山，西至12盘区，上至11041工作面（未开采），下至11081工作面（未开采），其中东侧11采区轨道上山正在掘进中,开采位置详见采掘工程平面图。

工作面标高-265m～-215m,地表标高+385.2m～+365.8m。

二2煤层准备开采，地表为马家窝、宋家岭等村庄，只有少数民房，无高大建筑物。

二、煤层赋存情况：

该掘进巷道由于附近钻孔控制点较少，根据FD001工作面、FX002工作面以及FD003工作面掘进过程中实际揭露地质资料分析，该掘进巷道附近煤层赋存不稳定煤层厚度变化较大，该掘进巷道掘进煤层为二1煤，二1煤为粉末状、鳞片状、局部见块状，以亮煤为主，含暗煤条带，若玻璃光泽，属半亮型煤，煤层结构较复杂，不稳定煤层中含Fes结核Ad=21.42﹪，sd=2.23﹪。

煤层倾角最大12°,最小1°,平均3°.煤层厚度最大5.0m,最小1.0m,平均2.95m，工业储量49.8万t，可采储量47.32万吨。

二2煤层厚度最大1.4m，最小0m，平均0.6m。

不稳定，仅局部可采。

三、顶底板岩性特征：

顶板岩性：

该区域二2煤层伪顶为碳质泥岩，厚0～1.3m，局部发育；直接顶为砂质泥岩，厚0～4.4m，局部不发育；老顶为中粒石英砂岩或细、粉砂岩，厚12.3～16.1m；直接底为砂质泥岩，厚0～2.2m。

二1煤层伪顶不发育，直接顶为砂质泥岩，局部发育，厚0～2.6m。

老顶为中粒石英砂岩，局部夹薄层细（粉）砂岩，厚12.4～16.5m。

底板岩性：

该工作面二1煤层伪底不发育，直接底为粉（细）砂岩，厚度4.8m～8.6m。

老底为L7灰岩，厚6.2m～9.0m。

见图一：

11061工作面煤岩层柱状图。

四、地质构造：

根据Ⅲ期三维地震勘探资料控制，该掘进工作面范围内地质构造较简单，无大的断裂构造，局部褶皱发育。

轨道顺槽在开口向里361m左右发育有SF62正断层，落差0～18m，断层深部切入L7灰岩;442m左右发育有SF61正断层，落差0～23m，深部切入L7灰岩，其尖灭端与轨道顺槽相交；573m左右发育有SF58正断层，落差0～10m，深部切入L7灰岩。

胶带顺槽在开口向里166m左右发育有SF63正断层，落差0～13m，断层深部切入L7灰岩;940m左右发育有SF51正断层，落差0～3m。

。

预计该掘进工作面内有隐伏地质构造。

隐伏构造有待于进一步揭露，煤层走向平均25°。

五、水文地质特征：

该工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水。

根据地面瞬变电磁勘探资料，胶带顺槽在开口向里197m～230m分布有DZ砂岩富水异常，加上过SF62、SF61、SF58、SF63、SF51正断层，应设专人观察巷道水情，特别是过断层和富水异常段前后，及时做好井下物探及探水工作，以确保工作面的安全掘进。

六、其它与建议：

1、该工作面开口位置均在二2煤层中施工，属半煤岩巷道，再掘进过程中需加强边探边掘工作。

2、加强探煤厚工作。

3、加强瓦斯管理工作。

4、工作面埋藏较深，矿压较大，局部煤层较厚需加强顶板管理及支护工作。

5、严格地质、水文地质管理工作，在掘进至断层或富水区段，需加强水情观测，坚持“有疑必探，先探后掘”原则。

第二节危险源辨识

一、瓦斯涌出量预测

本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，依据瓦斯递增规律，瓦斯含量随深度增加而增加。

11061工作面瓦斯含量预计为6.96m3/t，且为无保护层开采工作面：

1、掘进工作面瓦斯涌出量预测：

根据11采区轨道上山掘进期间瓦斯涌出量为1.2m3/min，据此预测11061工作面掘进期间瓦斯涌出量为1.2m3/min。

2、回采工作面瓦斯涌出量预测：

回采工作面瓦斯涌出量预测按瓦斯含量计算工作面的瓦斯绝对涌出量，其计算如下：

qy=K*（X0-X1-X抽）*A/24*60

式中：

qy——本煤层开采涌入工作面的瓦斯量，m3/min

K——进回风巷影响系数，取0.8

A——工作面日产量，t

X0——煤的原始含量，m3/t

X1——煤的残存瓦斯含量，m3/t，二1煤层取经验值X1=3.9m3/t

X抽——抽放量为原始瓦斯含量的30%，m3/t

11061工作面日产量1020吨，而二1煤层瓦斯含量预计为6.96m3/t，代入计算公式

则q=0.55m3/min

故11061采面回采期间最大绝对瓦斯涌出量为0.55m3/min。

对11061工作面煤层瓦斯采用U型通风方式、本煤层抽放、水力压裂、上隅角采空区埋管抽放瓦斯解决瓦斯问题。

如果以上措施还不能解决工作面瓦斯问题，采取补充措施，根据《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出细则》规定对二1煤层进行瓦斯监测及管理。

二、瓦斯事故危险源辨识

1、二1、二2煤层都具有突出危险性，掘进及回采期间都要采取防突措施，但若防突措施不到位或管理上有缺陷可能会发生煤与瓦斯突出。

2、掘进及回采期间，最大瓦斯涌出量为0.55m3/min，通过通风系统可以稀释瓦斯，但若管理不善或瓦斯涌出异常时，会引起瓦斯积聚，造成瓦斯超限甚至引起瓦斯燃烧与爆炸事故。

三、煤尘事故危险源辨识

在掘进及回采过程中的诸多环节都会产生煤尘，我矿二1煤煤尘有爆炸危险性，会引起煤尘爆炸。

若煤尘浓度超标时，会引起尘肺病。

四、火灾危险源辨识

二1煤层为不易自燃煤层，无煤层自燃引起火灾的危险性，但掘进及回采过程中，在放炮、供电、打钻、运输等方面，如果管理不善，可能会引起火灾事故。

五、水灾危险源辨识

11061工作面周围无采空区，距离L7、O2灰岩富水区较远，不会引起老空水、L7、O2水灾，但顶板含水层可能会造成水灾。

六、机电事故危险源辨识

在生产作过程中，由于管理不善，井下电气设备会失爆，若有瓦斯积聚可能会引起瓦斯爆炸事故；同时电气设备会因过载、漏电或带电检修，造成人身触电事故。

七、顶板事故危险源辨识

在掘进及回采期间，由于管理不善或地质因素影响，可能会发生冒顶事故。

第二章11061工作面工程设计

第一节工作面巷道布置

一、工作面布置简述：

11061工作面设计为综采工作面。

根据地质钻孔资料分析，11061采面二1煤层厚度为1～5m，平均厚度2.95m，根据11061工作面临近工作面生产情况，准备在11061采面上综采。

11061回采工作面按走向长璧倾斜布置，采用ZZ4400/16/25型综采液压支架配合ZZG5000/18/28型综采过渡支架控制顶板，采空区处理采用全部垮落法管理顶板。

（一）、11061工作面长度设计依据

11采区西翼工作面经河南理工大学区域划分，鉴定11采区西翼煤层为无突出危险区。

因缓倾斜中厚煤层及厚煤层回采工作面长度选取综采工作面长度为150240m，又因工作面刮板输送机长度是影响工作面长度的主要因素之一，国产工作面刮板输送机一般按120200m的铺设长度设计，故工作面长度确定为136m。

（二）、采面巷道布置：

工作面轨道、胶带顺槽设计从11采区运输大巷直接开口，沿二1煤层顶板施工轨道、胶带顺槽，对口施工切眼。

轨道顺槽长度990m，胶带顺槽长度991.5米，切眼长度为136m。

第二节巷道断面支护设计

一、掘进巷道断面形状支护及断面规格

轨道巷为拱形断面，顶部锚网+36U型棚支护。

梁长3400mm，棚腿3300mm，棚腿扎角83°，锚杆间排距700×800㎜，巷道净高3932mm，净宽5964mm，净断面19.1㎡，掘进断面20.7㎡。

胶带巷为拱形断面，顶部锚网+36U型棚支护。

梁长3400mm，棚腿3300mm，棚腿扎角83°，锚杆间排距700×800㎜，巷道净高3932mm，净宽5964mm，净断面19.1㎡，掘进断面20.7㎡。

底板巷为直墙半圆拱巷道，全断面锚网喷。

巷道净高3500mm，净宽4600mm，锚杆间排距700×800㎜，净断面13.8㎡，掘进断面14.74㎡。

切眼采用梯形工字钢棚及∏型梁单体柱棚加锚网、锚索联合支护。

锚杆间排距700×800㎜,锚索间距为2000㎜。

切眼断面上净宽6.6m,下净宽7.1m，净高2.5m，。

回采前替换为ZZ4400/16/25型和ZZG5000/18/28型综采液压支架支护管理顶板。

附图二：

11061工作面设计平剖断面图

二、采掘工艺

（一）掘进工艺

⒈落煤方式：

11061工作面轨道、胶带顺槽设计沿二1煤层顶板掘进，为全煤巷。

采用全断面一次掘进，采用钻爆法破煤。

⒉装煤:

胶带输送机和刮板输送机运输，人工装煤。

⒊运煤：

装煤机装煤后转载到顺槽皮带运到11采区运输大巷，进入采区煤仓→东翼胶带运输大巷→上仓斜巷强力皮带→井下煤仓→主井升井。

（二）回采工艺

⒈采煤方法：

11061工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法开采。

落煤方式为MG160/390--WD型割煤机落煤、自动装煤配合人工清煤，SGZ764/400、SGZ-630/200刮板输送机运煤。

工作面支护采用ZZ4400/16/25型综采液压支架配合ZZG5000/18/28型综采过渡支架支护顶板，采空区处理采用全部垮落法管理顶板。

⒉回采工艺：

⑴落煤方式：

MG160/390--WD型割煤机机械落煤。

A、落煤机械：

MG160/390--WD型割煤机。

B、采煤机割煤进刀方式：

当采煤机将上一刀煤割通后,留20架支架停止追机作业；前滚筒下降割底煤,后滚筒上升割顶煤，斜切进刀至输送机机头（尾）30米之处停机；将输送机推直，反转前后滚筒回割三角煤；然后再反转滚筒正式割煤。

MG160/390--WD型割煤机机械落煤一刀的割煤量：

0.5×136×2.8×1.43×95%=258t

S—正规循环推进度，m；0.5：

L—工作面切眼长度，m；136：

M——采高，取2.5m。

r—煤的密度t/m3；取1.43：

c—工作面的采出率。

取95%

每天割煤为7刀，一天割煤量为1806t。

通过计算的MG160/390--WD型割煤机机械落煤每小时割煤80t,根据《SGZ-630/200中双刮板输送机运煤使用维护说明书》SGZ-630/200每小时运输量为450t,刮板输送机每小时的运输能力大于割煤机每小时的割煤能力，可满足生产要求。

⑵装煤

A、靠采煤机滚筒旋转完成落煤和装煤。

B、浮煤靠铲煤板在推溜时堆积装煤。

⑶运煤：

A、采面：

由一部SZZ-764/200刮板输送机运送至SZZ-620/2*55转载机顶破碎机破碎后由胶带顺槽运至西翼胶带大巷强力皮带。

B、胶带巷：

一台SZZ-764/200转载机，一部SSJ-1000/3*75型可缩皮带，一部STJ-1000/2*40型普通皮带，由SGZ-630/200刮板输送机运至东胶带强力皮带。

⑷工作面支护：

A、采用ZZ4400/16/25型综采液压支架配合ZZG5000/18/28型综采过渡支架控制顶板。

支架型号

初支撑力/KN

工作面/KN

高度/mm

ZZ4400/16/25

3915-3957

4400（35.03MPa）

1600-2500

ZZG5000/18/28

3945（31.5MPa）

50000（39.8MPa）

1800-2800

支护设备的验算：

理论公式验算：

P=KMY×10-2

=8×2.8×2.42×10-2

=0.542Mpa

式中P——一架支架所承受顶板压力，Mpa

M——采高，取2.8m。

Y——顶板煤与顶板岩石容重，最大值2.42t/m3,

K——顶部岩石厚度系数，一般取4—8，这里取8.

通过计算P=0.542Mpa，而ZZ4400/16/25型液压支架支护强度为0.734——0.75Mpa，可满足支护要求。

底板比压力计算：

据河南省煤矿院科学研究所对我矿煤层底板岩性鉴定，二1煤底板泥岩的容许比压为4.33Mpa，而ZZ4400/16/25型液压支架对底板比压为0.29—0.72Mpa，可满足要求。

B、移架与推溜方式：

随机移架，顺序推溜，即移架推溜沿采煤机牵引方向依次进行，移架推溜距0.55米。

⑸顶板管理

全部陷落法管理顶板。

三、采面设计生产能力确定：

采煤方法为倾向长壁后退式采煤，全部垮落法管理顶板。

采面支护形式为综采工作面液压支架，循环进度0.5m／循环，日推进7个循环，即综采工作面日推进3.5m。

该采面开采二1煤层，煤层采高2.8米，采长136米,1806吨／天,推进度90米/月,采面生产能力46053吨/月。

W＝LShrc

＝136×0.5×2.8×1.43×95%

＝258t

式中W—正规循环生产能力

L—工作面切眼长度，m；136

S—正规循环推进度，m；0.5

h—采高，m；2.8

r—煤的密度t/m3；取1.43

c—工作面的采出率。

取95%

1、循环进度为0.5m，采高为2.8m，正规循环率为85%，每天7个循环。

2、循环产量：

136×0.5×2.8×1.43×95%=258吨

3、日产量：

258×7=1806吨

4、月产量：

1806×30×85%=46053吨

5、月推进度：

7×0.5×30×85%≈90m

第三章工作面各生产系统设计

第一节主运输系统设计

1、采面运输设备

工作面采煤机自动装煤入SGZ-764/400刮板输送机→胶带顺槽SZZ-730/132转载机→DSJ1000/110型可伸缩阻燃胶带输送机→11采区运输上山→采区煤仓→东翼胶带运输大巷→上仓斜巷强力皮带→井下煤仓→主井升井。

2、胶带顺槽运输设备

综采工作面胶带顺槽选用一条B＝1000mm的DSJ型可伸缩阻燃胶带（PVG带）输送机担负综采工作面顺槽煤的运输。

胶带机带强800N/mm，运输能力800t/h，带速2.5m/s，倾角1°～12°，斜长1100m，采用防爆电机，电机功率N＝2×160kW,采用双滚筒驱动。

第二节辅助运输系统设计

11061工作面轨道巷全长990m，坡度1～12°，除回风作用外，还兼作辅助运输通道，巷道设计为机轨合一巷道。

一、工作面装、运、方式及设备选型

1、可弯曲刮板运输机

刮板输送机选用SGZ-764/400型，电机功率2×200kW。

2、回柱绞车：

工作面轨道顺槽内接近端头处设一部回柱绞车，型号为JH-14功率18.5kW。

3、绞车：

11061工作面轨道顺槽设有无极绳绞车，型号为XQ60B，功率为60KW。

二、轨道顺槽运输设备

综采工作面轨道顺槽选用一条DTL80/40（2×40KW）型可伸缩阻燃胶带（PVG带）输送机担负掘进顺槽煤的运输。

胶带机带强800N/mm，运输能力800t/h，带速2.5m/s，倾角1°～12°，斜长1100m，采用防爆电机，电机功率N＝2×160kW,采用双滚筒驱动。

附图三：

11061工作面机电设备布置图

第三节通风系统设计

一、掘进期间：

（一）掘进工作面通风系统

11061工作面轨道、胶带顺槽在掘进期间均采用压入式通风，在巷道进风侧建造防突风门，回风流经专用回风巷进入总回风大巷。

1、通风线路：

（1）11061工作面轨道顺槽

新鲜风：

地面→主副井→东翼轨道大巷、东翼胶带大巷→11采区胶带上山→局扇→11061工作面轨道顺槽→工作面。

乏风：

工作面→11061工作面轨道顺槽→11061工作面轨道顺槽专用回风巷→11采区回风上山→东翼回风大巷→2＃回风石门→风井→地面。

（2）11061工作面胶带顺槽

新鲜风：

地面→主副井→东翼轨道大巷、东翼胶带大巷→11采区胶带上山→局扇→11061工作面胶带顺槽→工作面。

乏风：

工作面→11061工作面胶带顺槽→11061工作面胶带顺槽专用回风巷→11采区回风上山→东翼回风大巷→2＃回风石门→风井→地面。

2、局扇选型：

（1）按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算：

1）按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×Q瓦×K=100×1.2×1.5=180m3/min

Q瓦——采用11061工作面两巷掘进期间预测瓦斯绝对涌出量m3/min。

取1.2

K——通风不均衡系数，取1.5。

（2）同时放炮的最大炸药用量计算

Q掘=25×A=25×10.8=270m3/min

A——一次爆破的最大装药量，kg，A=10.8kg。

（3）工作面最人数计算

工作面交接班时人数最多为40人，每人每分钟需风量为4m3，则

Q掘=4N=4×40=116m3/min

（4）按局扇实际吸风量选风机

DBKJ№6.3（2×30KW）局扇实际吸风量为570m3/min，风筒直径为Ф800mm。

（5）风量验算

按《煤矿安全规程》规定，巷道风速必须满足以下要求：

Vmin＝0.25m/s，Vmax＝4m/s，

由于Q=60VS，过风断面S=18.3m3/min

则：

Qmin=60×0.25×18.3=274.5m3/min

Qmax=60×4×18.3=4392m3/min

结果：

Qmin

根据计算结果，该掘进工作面应选两台DBKJ№6.3（2×30KW）局扇供风，均可满足要求。

3、反向风门的位置及数量

（1）11061工作面轨道顺槽

在11061工作面轨道顺槽内安装一组正反向风门，由两道正向风门和两道反向风门组成，见图四掘进通风系统图。

（2）11061工作面胶带顺槽

11061胶带顺槽内安装一组正反向风门，由两道正向风门和两道反向风门组成，见图四掘进通风系统图。

见图三：

11061工作面轨道、胶带顺槽掘进通风系统图。

（二）工作面通风系统

工作面回采时采用“U”型全负压通风。

1、通风线路：

新鲜风：

地面→主副井→东翼轨道大巷、东翼胶带大巷→11采区胶带上山（东胶带大巷）→11061工作面胶带顺槽→工作面。

乏风：

工作面→11061工作面轨道顺槽→11采区回风上山→东翼回风大巷→2＃回风石门→风井→地面。

2、采面供风量计算：

（1）按工作面的绝对瓦斯涌出量计算：

Q采=QK/c=1.2×0.55/0.8%=82.5m3/min

Q采----采面供风量m3/min。

Q----生产期间瓦斯绝对涌出量m3/min，取0.55

K----采面瓦斯涌出不均衡系数，取为1.2

C----工作面最高允许瓦斯浓度0.8％

（2）工作面最多人数计算：

Q采=4N=4×120=480m3/min

N---工作面交接班时最多人数，取120人。

（3）按工作面温度计算：

Q采=60VS=60×1.3×18.3=1427.4m3/min

当t＝22°时V取1.3m/s

（4）风量验算

Q采min=Vmin×S=0.25×60×18.3=274.5m3/min

Q采max=Vmax×S=4×60×18.3=4392m3/min

根据计算满足Q采min

计算结果符合《煤矿安全规程》之规定，故采面风量定为1427.4m3/min

3、风门的位置及数量

在11061工作面轨道安装一组正反向风门，由两道正向风门和两道反向风门组成，见回采工作面通风系统图。

4、风门的建造要求同掘进通风系统中防突风门建造要求。

见图四：

11061工作面回采期间通风系统图。

第四节供电系统设计

一、11601工作面掘进期间供电：

采面轨道、胶带顺槽掘进期间的主要用电负荷为专（备）用风机（2*30KW）、专（备）用排水泵（2*37KW）、正头铺设的一部SGW-40T型刮板运输机（40KW）和皮带（2*40KW）、出煤道皮带DTL80/40（2×40KW）及轨道、胶带顺槽车场JD-25运输调度绞（25KW）车。

专（备）用风机660V电源取变电所专（备）用风机专门电源回路，专（备）用排水泵、SGW-40T型刮板运输机和800皮带及轨道、胶带顺槽车场JD-25运输调度绞车660V电源分别取变电所的不同低压动力电源回路。

二、11061工作面回采期间供电：

工作面所有电气设备的技术参数如（表一）所示

表一：

回采工作面设备配备

序号

地点

名称

型号

功率/KW

单位位

数量

工作

面

采煤机

MG160/390-WD

410KW

台

刮板输送机

SGZ-764/400

2×200KW

部

SGZ-764/400

2×132KW

部

破碎机

PLM1000轮式

110KW

台

中间支架

ZZ4400/16/25A

架

过渡支架

ZZG5000/18/28

皮带巷

转载机

SZZ-730/132

132KW

部

带式输送机

DSJ1000/110/2×160

2×160KW

部

信号综合保护

BZX-10

台

水泵台217×3660上巷一台、下巷一台

BQS60/100/37N

37KW

】

台

轨道巷

喷雾泵

BPW315/6.3X

45KW

套

乳化液泵

BRW200/31.5V

125KW

套

移动变电站

KBSGZY-630

KBSGZY-1250

630KVA

1250KVA

台

回柱绞车YD225S—8台217×2660机头机尾各一台

JH-14

18.5KW

台

调度绞车

JD-11.4

11.4KW

台

无极绳绞车

SQ-60B

55KW

台

小水泵

BQW-7.5

7.5

台

水仓

水泵台217×3660上巷一台、下巷一台

BQS60/100/37N

37KW

】

台

MD200-26*6

132KW

台

附图五：

11061工作面回采设备布置图。

负荷统计

、变压器容量按下式计算：

式中：

COSφpj—电动机的加权平均功率因数，ΣPe—连接到变压器用电设备的总额定容量KW；Kc—采区重合系数；Kx—需用系数；；SB—变压器的计算需用容量KVA。

综合机械化采煤工作面需用系数计算

式中：

Pd—容量最大的那台电动机额定功率KW。

2、变压器的选择及容量校验计算

Ⅰ号变压器的选择及容量校验

此变压器供下巷1140V电压等级的所有用电设备，

Kx=0.6;COSφpj=0.7;Kc=1

工作面所有设备功率为：

ΣPe＝320+400+132+110=962KW

=0.65

根椐计算结果选择一台KBSGZY—1250/6型移动变电站能满足要求

Ⅱ号变压器的选择及容量校验

此变压器供1140V电压等级的所有用电设备，电动机功率为：

ΣPe＝2×132+410=674KW

COSφpj=0.7;Kc=1

因采煤机与后溜不同时开ΣPe取最大电机功率

根椐计算结果选择一台KBSG—630/6型移动变电站能满足要求。

Ⅲ号变压器的选择及容量校验

此变压器供1140V电压等级的所有用电设备，电机功率ΣPe为：

4×125+4×7.5+30+22.5+80+80+40+55+11.4+22.5+80+18.5

+80+40+2×132+2×37=1427.9KW

COSφpj=0.7;Kc=1

根椐计算结果选择一台KBSG—1

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