综采工作面回采说明设计书.docx
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综采工作面回采说明设计书
31002工作面探放水设计方案
一、工作面水文地质概况及探放水范围和积水量
31002工作面水文地质条件较复杂，充水水源主要为奥陶系峰峰组石灰岩、石炭系太原组K2、K3、K4石灰岩，二叠系石盒子组K8、山西组K7等裂隙砂岩，近代冲积层含水层，K2、K3和K4石灰岩裂隙溶洞含水层上覆2#煤层采空区积水。
采区充水性因素主要靠大气降水补给，断层、裂隙及岩溶是采区内地下水流动的主要通道和储存的主要场所。
本工作面水害类型主要为：
太原组石灰岩（K2﹑K3﹑K4）裂隙溶洞水以及2#煤采空区积水，对采区的正常开采存在较大的威胁，详细分析如下：
（一）、太原组石灰岩（K2﹑K3﹑K4）裂隙溶洞含水层情况
K2 、K3 、K4 石灰岩裂隙溶洞水以静态水为主，主要补给来源为上覆砂岩裂隙含水层，补给量有限。
但其静态水量决定于石灰岩裂隙溶洞的发育程度。
当采掘过程中遇顶板破碎或大的断层破碎带、裂隙导水带时，K2 、K3 、K4 石灰岩裂隙溶洞水将涌入采掘工作面，威协安全生产。
采掘其间，工作面掘进到顶板破碎或大的断层破碎带、裂隙导水带附近，若出现明显出水征兆或涌水量增大情况时，必须进行探放水。
（二）、31002工作面上覆2#煤层采空区积水情况
31002工作面上覆2#煤层主要为东大巷上山采区1233、1235、1237、1245、和1247工作面，各工作面内的2#上、2#下煤层均被采空，采空区面积为58千平方米。
由于采空区形成时间已有30多年，故现在在采空区内已存有大量积水。
采空区详细情况见《31002工作面探放水设计图》
根据采空区和31002工作面的相对空间关系，需对探放水设计图中标示范围积水量进行探放工作，经计算设计图中需探放水2#煤采空区积水平面积S=S１+S２+Ｓ３+S4+S5+S6+Ｓ7+S8=58千平方米，根据采空区积水量估算公式
Q静=K×S×H/CosA
Q静--------采空区积水静水量，立方米；
K----------采空区充水系数0.3~0.5，取0.4；
S-----------采空区面积，平方米；
H-----------采空区垂高，米；取2.2米
A------------煤层倾角，°；取5°
2#煤需探放水采空区积水量约：
Q静=Q1+Ｑ２+Ｑ３+Ｑ4+Q5+Ｑ6+Ｑ7+Ｑ8＝41千立方米。
积水区最高2#煤层等高线为700米，10#煤层顶板标高最低值为608米，相对高差达92米，积水压力为9.2公斤/平方厘米。
二、探放水设计方案
（一）K2 、K3 、K4 石灰岩裂隙溶洞水及上覆2#煤层采空区积水探放水设计方案：
1、布孔原则：
31002工作面10#煤层顶板距上覆2#煤采空区间距平均为98米，且2#煤采空区为西北高东南低，为最大限度地将采空积水放掉，布置探水钻孔应坚持以下四个原则：
（1）、应尽量选择在2#煤工作面采空密集区布置钻孔；
（2）、在邻近导水断层或可能导水断层前，应布置探放水钻孔；
（3）、在工作面听到有水叫声，涌水量增大，出现铁锈色水迹时，必须停止作业，布置钻孔进行探放水工作；
（4）、原则上先施工高处钻孔，泄压后，再施工低洼处钻孔。
2、钻孔布置方案：
（1）探放K2 、K3 、K4 石灰岩裂隙溶洞水的钻孔主要布置在各掘进巷道内，特别是综采工作面切眼内，深度和角度由探放水地点的K2 、K3 、K4 石灰岩裂隙溶洞水距切眼巷道的层间距决定。
（2）、探放2煤采空区积水钻孔位置布置在10#煤层工作面两顺槽巷道中或采区准备巷道内，钻孔方位应根据采空积水对采掘的影响来确定，钻孔倾角为60°，孔径50mm。
31002工作面探放水钻孔具体位置如下：
（见附表）
1号孔位置布置在31002切眼R16点前16米处，钻孔方位323。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
2号孔位置布置在31002切眼R17点前34米处，钻孔方位323。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
3号孔位置布置在31002切眼R18点前32米处，钻孔方位323。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
4号孔位置布置在31002运输巷R14点前20米处，钻孔方位233。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
5号孔位置布置在31002回风巷P14点前236米处，钻孔方位53。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
6号孔位置布置在31002运输巷R12点前27米处，钻孔方位233。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
7号孔位置布置在31002回风巷P14点前146米处，钻孔方位53。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
8号孔位置布置在31002运输巷R10点前14米处，钻孔方位233。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
9号孔位置布置在31002回风巷P14点前70米处，钻孔方位53。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
10号孔位置布置在31002运输巷R8点前24米处，钻孔方位233。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
11号孔位置布置在31002回风巷P12点前26米处，钻孔方位53。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
12号孔位置布置在31002运输巷R5点前14米处，钻孔方位233。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
13号孔位置布置在31002回风巷P10点前45米处，钻孔方位53。
，斜距50米，倾角60。
上山，钻进至K4 石灰岩内。
附表：
孔位
钻孔
方位
钻孔
角度
钻孔
深度
1号孔
31002切眼R16号前16米处
323°
60°
50m
2号孔
31002切眼R17号前34米处
323°
60°
50m
3号孔
31002切眼R18号前32米处
323°
60°
50m
4号孔
31002运输巷R14号前20米处
233°
60°
50m
5号孔
31002回风巷P14号前236米处
53°
60°
50m
6号孔
31002运输巷R12号前27米处
233°
60°
50m
7号孔
31002回风巷P14号前146米处
53°
60°
50m
8号孔
31002运输巷R10号前14米处
233°
60°
50m
9号孔
31002回风巷P14号前70米处
53°
60°
50m
10号孔
31002运输巷R8号前24米处
233°
60°
50m
11号孔
31002回风巷P12号前26米处
53°
60°
50m
12号孔
31002运输巷R5号前14米处
233°
60°
50m
13号孔
31002回风巷P10号前45米处
53°
60°
50m
第二章巷道布置
一采区采用下山布置方式，主要巷道有：
采区回风巷、采区皮带巷、采区轨道巷，三条巷道相互平行。
31002工作面东北侧为运输巷，西南侧为材料巷，东南侧为切割巷，工作面由东南向西北推进，切割巷和断层F8（H=10m）相距20m。
运巷和采区轨道巷之间由绕道连通，材料巷和采区回风巷构成回风系统，在31002运输巷和采区皮带巷交叉处为溜煤眼。
距运、材巷口50m处各布置一个油脂硐室。
附图2-131002工作面巷道布置平面图
附图2-231002运输巷断面特征图
附图2-331002材料巷断面特征图
附图2-431002切割巷断面特征图
第三章工作面主要参数
一、工作面长度
走向长度730m，倾向长度150m。
二、采高确定
31002工作面主采10#煤层，煤层结构：
1.82（0.30）0.70（0.12）0.66，确定煤层均厚3.18m，工作面沿顶底板割煤，不得留顶底煤。
根据煤层厚度及配套的采煤机、液压支架及资源回收要求，确定平均采高为3.6m。
三、储量
走向长
m
倾向长
m
回采面积
m2
煤厚
m
容重
t/m3
地质储量
万t
回采率
%
可采储量
万t
580
150
87000
3.18
1.45
40.1
95%
38.1
四、日进度及可采期
1、循环进度
依据工作面顶板稳定程度和我矿开采经验以及工作面所配套的回采机械设备、支架型号，确定循环进度为0.6m。
2、循环方式
工作面实行“四六制”生产方式，三班生产，一班检修。
每班2个循环，每日6循环，日推进3.6m。
3、循环产量、日产量和月产量
循环产量=150*0.6*3.18*1.45*95%=394T
日产量=394*6=2364T
月产量=2364*27.5=65010T
4、可采期
工作面储量=580*150*3.18*1.45*95%=38.1万T
可采期=38.1万T/2364T=161d
第四章采煤方法
一、采煤方法
31002工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤。
二、回采工艺
交接班→割煤→拉架→移溜→拉端头支架和移机头机尾→移转载机→超前支护、端头支护和巷道回收→清理浮煤
三、劳动组织
见表4-1。
第五章综采设备选型及技术特征
根据综采工作面的要求，选用MG300/700-WD型电牵引采煤机落煤、装煤，工作面选用SGZ-764/630型刮板输送机、顺槽选用SZZ-764/160型转载机、PCM-110-IC型破碎机和DSJ100/80/160型胶带输送机运煤。
一、液压支架技术特征
见表5-1。
二、采煤机技术特征
见表5-2。
三、工作面运输机技术特征
见表5-3。
四、顺槽转载机技术特征
见表5-4。
五、顺槽胶带输送机技术特征
见表5-5。
六、转载机技术特征
见表5-6。
七、胶带输送机技术特征
见表5-7。
八、破碎机技术特征
见表5-8。
九、转载机、运输机、设备列车最大尺寸断面图及设备在切眼布置断面图见附图
附5-131002工作面转载机断面图
附5-231002工作面运输机断面图
附5-331002工作面设备列车断面图
附5-431002切割巷设备断面图
第六章综采设备布置
一、液压支架
工作面及两端头均采用103架ZZ4000-19/40型液压支架支护顶板，最大控顶距4.86m，最小控顶距4.26m。
二、端头支护
在机尾、端头支架的正前方巷道中，沿走向各支设π型钢梁联锁棚作为端头特殊支护。
π型钢联锁棚沿煤层走向布置，梁采用3.6m长π型钢梁，支柱型号和巷高或采高相匹配。
每对联锁棚π型钢梁互相平行，错距600mm，迈步距1.2m，π型钢梁要保证一梁三柱。
机头和机尾端头支护均支设切顶戗柱。
三、运输巷、材料巷内设备布置及设备型号
（详见第十二章供电系统部分）
附6-131002工作面设备布置图
第七章运输系统
一、煤流运输路线
31002工作面运出的煤经31002运巷破碎机、转载机、胶带输送机运至采区集中运输巷、采区煤仓、560集中运输大巷，再经主斜井强力皮带运至地面。
二、材料、设备运送路线
小型材料运料路线：
付立井→井底车场→暗斜井→轨道石门→+560集中运输大巷→采区轨道巷→31002运（材）巷→31002工作面
大型材料运料路线：
崔新风井→采区轨道巷→31002材巷→31002工作面
附图7-131002生产系统示意图
第八章通风系统
一、通风方式
矿井采用抽出式负压通风方式，风井为中央并列式，本工作面采用一进一回（U型）通风方式，材料巷进风，运输巷回风。
二、风量计算
1、按工作面气候条件计算：
Q采=60×V采×S采
式中：
Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；
V采—采煤工作面风速，取0.5m/s；
S采—采煤工作面平均断面积，按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2。
则：
Q采=60×0.5×17.3=519m3/min
2、按工作面人数计算：
Q采=4N
式中：
N—工作面同时工作的最多人数，取N=50人
则：
Q采=4×50=200m3/min
3、按工作面CH4绝对涌出量计算：
Q采=100×q采×KCH4
式中：
q采—回采工作面CH4绝对涌出量，取q采=3.182m3/min
KCH4—CH4涌出不均衡通风系数，取KCH4=1.2
则：
Q采=100×3.182×1.2=381.8m3/min
取以上三次计算最大值456m3/min，为本工作面所需风量。
4、风速验算：
（1）、按最低风速验算工作面的最小风量：
Q采≥60×0.25×S
S—平均控顶时有效断面积，S=17.3m2
519m3/min≥259m3/min
（2）、按最高风速验算工作面的最小风量：
Q采≤60×4×S
519m3/min≤4152m3/min
由计算可知，选择工作面风量为519m3/min时，符合《煤矿安全规程》关于风速的规定。
三、工作面通风路线
（一）新鲜风流：
1、地面→竖井→井底车场→暗斜井→+560集中运输大巷→采区轨道巷→31002材料巷→31002工作面
2、地面→主胶带斜井→轨道石门→+560集中运输大巷→采区轨道巷→31002材料巷→31002工作面
（二）污浊风流：
31002工作面→31002运输巷→采区回风巷→崔新风井→地面
附图8-131002通风系统示意图
第九章排水系统
在运、材两巷各安设一趟四寸排水管路，并在31002运、材两巷低凹处根据实际情况布置水仓,运巷4个、材巷2个，其中绕道式大水仓有两个。
工作面最大涌水量为1.0m3/min，排水设备必须大于1.0m3/min，材巷和运巷各安设一台55KW主排水泵，其它低洼地点安设潜水泵，并有备用水泵，必要时配备泥浆泵，及时将两巷积水排掉，满足生产需要。
排水路线：
31002运、材巷→采区轨道巷→采区水仓→+560集中运输大巷→中央水仓→管子道→主胶带斜井→地面
第十章防尘洒水管路布置
一、供水系统
采用地面蓄水池静压供水，用水地点为：
两巷道内降尘水幕、冲洗煤尘、各转载点喷雾洒水、煤层注水、乳化液泵站、采煤机喷雾及支架喷雾等。
材料巷安设一趟四寸管供水管路，供洒水管、降尘水幕、煤层注水、乳化液泵站和采煤机内外喷雾用。
运输巷安设一趟三寸管供水管路，供洒水管、支架喷雾、降尘水幕用。
静压水管供水必须满足工作面用水的要求。
供水路线：
新风井高山水池→新风井井筒→绕道→采区轨道巷→31002材、运巷
二、具体布置
1、采煤机必须安装有内外喷雾装置及泵机联锁装置，且喷雾必须覆盖滚筒全断面，并能抑制住工作面粉尘飞扬。
2、工作面每个支架安设一道架间自动喷雾装置，喷头为高效喷头，喷头迎着新鲜风流且齐全有效。
3、两顺槽静压水管每隔50m预留三通及阀门，工作面及运、材两巷组队要及时进行洒水灭尘做到无煤尘堆积，不使用时关闭阀门，污风流进入材巷要进行有效的净化除尘。
4、在工作面运、材两巷口往里15米处，距工作面150米处各安设一道降尘水幕，保证覆盖巷道全断面。
5、工作面要定期进行煤层注水，生产过程中每隔20m-25m注水一次。
附图10-131002工作面管路系统布置示意图
第十一章隔爆设施
在上下顺槽中距工作面150m设置21组隔爆水袋，每组5个，每个水袋20L，共计2100L。
第十二章供电系统
一、供电系统
1、根据设计要求及实际情况，31002材巷的水泵、绞车由新风井井底中央变电所内愦电（BKD20-400/660V）供电，31002运巷的水泵、绞车及皮带由运巷3#移变供电。
材巷660V电源由中央变电所馈电经变电所前门，过轨道巷，经电缆通道进入31002材巷，其主要担负材巷、水泵、绞车等设备的负荷。
运输巷6KV电源由新风井井底中央变电所内BGP9L-6高压开关引出，经变电所前门、轨道巷、31002绕道到运输巷3#移变（KBSGZY-500/6），其主要担负运巷、皮带、水泵、绞车等设备的负荷。
材巷6KV电源由新风井井底中央变电所内BGP9L-6高压开关引出，经变电所前门、轨道巷、31002绕道进入材巷，两台KBSGZY-1250/6移变其主要担负乳化液泵、喷雾泵及工作面、采煤机、刮板运输机等设备的负荷。
2、变压器选择
a）变压器容量计算公式：
S＝∑PNKr/COSφ
式中：
S——变压器计算容量（KVA）
Kr——需用系数
∑PN——供电设备额定功率之和（KW）
COSφ——加权平均功率因数
b）1#变压器
Kr=0.4+0.6
＝0.4+0.6
＝0.82COSφ=0.7
∑PN=2×315+160+110=900KW
S＝Kr∑PN/COSφ＝0.82×900/0.7=1054KVA
1#变压器容量为：
1250KVA＞1054KVA
故1#变压器满足要求。
2#变压器：
Kr=0.4+0.6
＝0.4+0.6
＝0.82COSφ=0.7
∑PN=700+250+45=995KW
S＝Kr∑PN/COSφ＝0.82×995/0.7=1166KVA
2#变压器容量为：
1250KVA＞1166KVA
故2#变压器满足要求。
3#变压器：
Kr=0.4+0.6
＝0.4+0.6
＝0.67COSφ=0.7
∑PN=125+110+2×15+11.4=276.4KW
S＝Kr∑PN/COSφ＝0.67×276.4/0.7=265KVA
3#变压器容量为：
500KVA＞265KVA
故3#变压器满足要求。
3、电缆的选择：
高压电缆采用型号为MYPTJ--6/3×50的电缆；材巷、运巷660V主干线采用型号为MY--0.38/0.66--3×70+1×35的电缆；破碎机、转载机采用型号为MYP--0.66/1.14--3×50+1×25的电缆；工作面溜子采用型号为UCPQ--0.66/1.14--3×70+1×35+3×6的电缆；乳化液泵、喷雾泵采用型号为MYP--0.66/1.14--3×50+1×25的电缆；采煤机采用型号为UCPQ--0.66/1.14--3×95+1×50+3×10的电缆；照明灯线采用型号为MY--4×4的电缆。
4、运输机械
序号
名称
型号
数量
长度（m）
1
刮板运输机
SGZ-764/630
1
150
2
转载机
SZZ-764/160
1
25
3
胶带运输机
DSJ100/80/160
1
900
4
破碎机
PCM-110-IC
1
\
5、最远处短路电流校验
由计算查表得：
材料巷最远处短路电流为：
Id
（2）=1236
运输巷最远处短路电流为：
Id
（2）=1356
控制材料巷低压馈电Id
（2）/Iz=1236/480=2.5>1.5
满足灵敏度要求。
控制运输巷低压馈电Id
（2）/Iz=1356/900=1.51>1.5
满足灵敏度要求。
二、设备列车的布置
设备列车布置在材巷中，由移动变电站、真空开关、组合开关、乳化液泵站和喷雾泵站组成。
乳化液泵站由两泵一箱组成，其中1#泵为工作泵，2#泵为备用泵，喷雾泵供液压支架喷雾和采煤机内外喷雾及冷却用水。
按工作面推进方向，由里向外设备布置顺序为：
电缆车、控制台、乳化液泵箱、2#乳化液泵、1#乳化液泵、喷雾泵、备用开关、2#软启动、1#软启动、照明信号综保、组合开关、2#移变、1#移变、电缆架子车。
随着工作面的推进，设备列车由回柱绞车牵引向外逐渐移动，以实现高压供电需要。
附图12-131002工作面供电系统图
（供电部分由机电科提供）
第十三章监测监控系统
31002工作面布置1个瓦斯报警断电仪，安设在31002材料巷距工作面机尾10米内，其报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度<1.0%，断电范围为工作面内全部非本质安全型电气设备。
瓦斯超限时，断电仪能自动断开工作面所有供电设备电源。
附图13-131002工作面监测监控系统示意图
第十四章防灭火系统
1、在运巷皮带机头机尾采用不燃性材料支护，并要备有灭火器材如砂箱、灭火器等。
2、设备列车附近、油脂硐室处要备有灭火器等。
3、工作面施工时要避免产生机械撞击、摩擦火花。
4、工作面停采结束后，必须在45天内撤出一切设备，并及时进行永久性密闭。
第十五章工作面主要技术经济指标表
见表15-1
第十六章其它
一、矿压观测
本工作面观测指标主要为顶板下沉量、活柱下缩量和支架载荷。
（1）顶板下沉量。
在工作面任选5点和在各点间任选5点共10个点，量机道和放顶处顶底板高差。
（2）活柱下缩量。
采用标点法观测活柱下缩量，当支柱打好后，立即用扁铲和小锤在柱锁和活柱下各打一个“一”字，且用钢卷尺测初读数，以后每1-2h读数，回柱前测读一次，观测和顶底板移近量同时顺序进行。
（3）支架载荷。
从机头8#支架开始均匀布置，每8个支架安设一组ZYDC-Ⅲ型红外传输压力监测记录仪，共计12台，监测支架前后立柱初撑力及工作阻力。
在单数支架上各安设一组ZDYB--Ⅱ综采支架双表检测仪，共计52台，监测支架前后立柱初撑力。
（4）运、材两巷超前支护中的单体液压支柱，用DZ-CL微表支柱支护检测仪对其进行抽样检测。
（5）周期来压。
根据31001工作面记录资料推算，预计31002工作面直接顶初次跨落步距为8-13m，老顶初次垮落步距为23-30m，老顶周期来压步距为15-18m，正常放顶步距为0.6mm。
二、行人路线
地面→主胶带斜井（乘坐猴车）→轨道石门→人车等候室→人行斜巷→采区轨道巷→31002运（材）巷→31002工作面
以上为可逆路线
三、通讯、照明
在31002运输巷一部胶带输送机机头、转载机机头、设备列车控制室各安设一部内部程控电话机和井上下联系；工作面安设12台TK2300型矿用隔爆通讯紧停开关，机头、机尾及材料巷设备列车控制室各安装一台，工作面每隔10个支架安设一台，用其进行工作面通讯及工作面溜子的开停。
31002工作面系统照明选用DGCG-60/127矿用隔爆型照明灯，运（材）巷每隔20m处、转载机机头、控制室各装1盏，材料巷设备列车处安3盏，工作面每12m按设1盏。
四、避灾路线
遇水灾时避灾路线：
31002工作面→31002材料巷→采区回风巷→崔新风井→地面
遇火灾时避灾路线：
（正常通风情况下）
31002工作面→31002材料巷→采区轨道巷→+560集中运输大巷→轨道石门→主胶带斜井→地面
（火灾反风后同水灾路线）
附图16-131002工作面避灾路线示意图
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