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11050工作面设计说明书

嵩阳新峰（登封）煤业有限公司

11050炮采工作面

设

计

说

明

书

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总工程师:

编制时间：

前言

根据新峰煤矿采掘接替情况，需要准备11050炮采工作面，其设计走向长度平均100米，倾斜长度72米，该工作面预计从2011年9月开始回采，以下为11050炮采工作面设计。

第一章工作面概况

一、采区概况

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→贮煤场。

（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：

平面阻燃胶带。

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：

平面阻燃胶带。

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型钢梁作为抬口棚，托住回风顺槽的替棚坑木梁。

进风巷安全出口高度不低于1.8米，采用五对十根3.5米π型钢梁配单体柱支护，两梁六柱，每根梁下不得少于三根支柱，其最外侧的一对3.5米π型钢梁作为抬口棚，托住进风顺槽替换的坑木梁，安全出口超前煤壁0.8m，长度不少于3m，净高2m。

工作面机头、机尾要打上双点杆，点杆采用新型螺旋点杆。

2）、超前替棚：

替棚长度自安全出口向前不小于10米，替棚时进、回风顺槽均使用2.4米坑木梁配单体液压支柱支护。

替棚后清理浮矸浮煤，保证进回、风顺槽巷道高度不低于1.8米。

3）、超前支护：

工作面回风顺槽超前支护采用2.4mπ型钢梁配DZ22-30/100型单体液压支柱架设，支护长度为20米，一梁三柱。

距采面煤壁10米范围内打双排支护，10米到20米范围内打单排支护。

安全出口处超前支护不得打断，支柱用防倒链捆绑在π型钢梁上，支柱初撑力不低于50kN，架设时应留有0.7m宽的人行道。

超前支护范围内不得存放物料。

4）、尾巷回收

为防止上隅角瓦斯积聚，要求回风巷与放顶线回齐，进风巷根据运输机滞后情况可适当放宽1米回收，尾巷内采用一对2.4米的圆木配合单体柱支护，回收尾巷时不得放落顶煤，回收时老塘挡好门，防止窜矸伤人。

6、顶板控制设计

㈠、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（见综合柱状图）

②煤层倾角为3~18°。

③顶底板结构

老底←直接底→煤层→原生顶板→老顶

⑵、顶板分类

根据相邻工作面观测结果分析，该工作面顶板为原生顶板，厚度平均为3.9m。

老顶为细粒砂岩，厚度4.1m。

直接底为泥岩，厚度3-9m，老底为L8灰岩，厚度2m左右。

2）、采场控制设计：

工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。

（1）“支”：

就是要求支架在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=（3.9×10×2.5）/（2×2.4）=20.3t/m2

式中：

P1——支架支护强度t/m2

MA----直接顶厚度3.9m

YA----直接顶平均容重2.5t/m3

LA----直接顶初次垮落步距10m

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

=[（3.9×2.5）+（4.1×2.5×20）]/4×2.4

=（9.75+205）/9.6=22.36（t/m2）

式中：

P2----支架支护强度t/m2

A----直接顶重量9.75t

MB----老顶厚度4.1m

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

=[（3.9×2.5）+（4.1×2.5×10）]/（4×2.4）

=1.69（t/m2）

式中：

P3----支架支护强度t/m2

A----直接顶重量9.75t

Mc----老顶厚度4.1m

YC----老顶容重2.5t/m3

CC----老顶周期来压步距10m

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=8×2×1.38=22.08t/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=22.36t/m2

E、支护密度

按该工作面棚距为0.5m，每对棚站柱5根，则，支护密度为：

N实=5/（L棚×L柱）=5/（0.5×3.4）=2.94（根/m2）

式中：

N实----实际支护密度根/m2

L棚----实际棚距0.5m

L柱----最大控顶距3.4m

N设=Pmax/F0=22.36/24=0.93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=2.94根/m2>N设=0.93根/m2，故取支柱棚距为0.5m，每对棚站柱5根，合乎要求。

第三章工作面生产系统

11050工作面回采期间，利用皮带巷皮带出煤，轨道巷运料、回风。

一、通风系统：

（一）通风线路：

1、新鲜风流：

地面→主井底→11采区皮带巷→11050下付巷→工作面

2、乏风流：

工作面→11050上付巷→11采区轨道巷→井底车场→副井→地面

（二）工作面风量计算

（1）按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算

Q=100×Q采×K备

=100×1.5×1.5

=225（m3/min）=3.75m3/s

式中：

Q采---瓦斯绝对涌出量取1.5

K备---采面瓦斯涌出不均衡系数K,取1.5

（2）按回采工作面温度选择适宜的风速进行计算

Q采=60×V采×S采×K采

式中：

V采--回采工作面风速，m/s。

回采工作面空气温度取20∽23ºC时，采煤工作面风速1.0∽1.5m/s,取1.4m/s

K采--工作面长度风量系数，工作面长度100m，取1.0。

S采--回采工作面平均断面积，取5.8m2

Q采=60×V采×S采×K采

=60×1.4×5.8×1.0

=537.6m3/min=8.12m3/s

（3）按炸药使用量计算

Q采=25AC

式中：

AC—采煤工作面一次使用最大炸药量，取15Kg；

Q采=25×15=375m3/min=6.25m3/s

4）按回采工作面同时作业人数计算

每人供风量为4m3/min，回采工作面最多人数取接班时62人。

Q=4NK

=4×80×1.05=336（m3/min）=5.6m3/s

式中：

K---备用系数取K=1.05

N---最大出勤人数为80人

根据以上计算，按回采工作面温度选择适宜的风速计算的采煤工作面风量最大，结合本地区回采工作面实际配风量，参与计算时取Q采=540m3/min=9m3/s。

（5）按风速进行验算

V＝Q采/S＝9/5.8＝1.55m/s

风速验算:

0.25m/s

根据风速验算符合《煤矿安全规程》第101条规定。

（二）掘进期间风量

（1）按瓦斯涌出量计算

Q掘＝100Q绝K,m3/min

式中Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；

Q绝——掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量，m3/min，此处为0.5m3/min；

K——掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，一般可取K＝1.5～2.0，此处取1.8。

Q掘＝100Q绝K

＝100×0.5×1.8＝90m3/min=1.5m3/s

（2）按炸药使用量计算

Q掘=25AJ

式中：

AJ—掘进工作面一次使用最大炸药量，取8Kg；

Q掘=25×8=200m3/min=3.33m3/s

（3）按人数计算：

Q掘1=4N，m3/min

式中Q掘1——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；

N——掘进工作面同时工作的最多人数，26人。

Q掘1=4N=4×26=104m3/min=1.73m3/s

根据以上计算，取200m3/min为掘进工作面所需新鲜风量。

（4）按风速验算

V＝Q掘/﹙S×60﹚＝200/﹙5.46×60﹚＝0.61m3/s

风速验算:

0.25m/s

根据风速验算符合《煤矿安全规程》第101条规定。

（三）、风机、风筒选型

1、风机、风筒选型

该面选用JBT-61型局扇，供风量为220～250m3/min，，功率为11KW（单级），按10%的漏风量计算，工作面实有风量Q=250×90%=225m3/min>Q,能满足要求。

通风方式：

压入式；风筒采用Ф500mm抗静电阻燃风筒。

2、局扇安设

11050上付巷的局扇安设在11采区皮带巷内，距11采区皮带巷口大于10米处；11050下付巷的局扇安设在11采区皮带巷，距11采区三联巷皮带巷口大于10米处的新鲜风流中。

二、工作面监测系统

工作面及巷道各运输设备安装开停传感器，采区变电所安装断电仪。

在工作面上隅角悬挂一个便携式甲烷测定仪。

工作面、工作面回风巷和上隅角分别安装瓦斯传感器，和地面调度室监控微机联接，工作面上付巷瓦斯传感器安装在工作面上付巷距切口10m的回风巷内，传感器报警的浓度为0.8%CH4，达到≥0.8%CH4时断电，复电点＜0.8%CH4，断电范围为工作面及回风流中全部非本质安全型电气设备；另一台安装在上付巷距回风巷口10-15米的回风平巷内，传感器报警的浓度为≥0.8%CH4，达到≥0.8%CH4时断电，复电点＜0.8%CH4断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备,上隅角瓦斯传感器安装在工作面上隅角距切顶线500mm，距顶300mm，距帮200mm的位置，传感器报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度≥0.8%，复电点＜0.8%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

工作面监测系统详见11050工作面监测监控系统图。

三、供电系统

1、中央变电所供电电压10/0.69KV。

中央变电所内高压配装置选用PBG50-10型矿用隔爆型高压配电装置，低压配电装置选用KBZ-400型矿用隔爆型真空开关。

详细见井下供电系统图。

井下电缆选用MY-0.66型矿用橡套电缆和MYJV42-10kv型矿用高压电缆。

低压启动器选用QBZ-80型。

在采煤面设甲烷传感器和瓦斯电闭所装置，瓦斯电闭锁设置在中央变电所，并与监控主机联网，瓦斯超过0.8%时，自动切断采煤面的电源（在中央变电所直接断电）。

2、井下照明

井下大巷、车场、运输巷及机电硐等处均设置固定照明。

照明电源引自井下低压配电点内的信号照明综合装置。

照明线路采用MZ-500V矿用电缆，照明灯具采用DJS18/127J型隔爆荧光灯。

3、井下接地系统

井下电器设备采用接地保护，在副井底内外环水仓设主接地极、在各配电点设局部接地极。

通过中央变电所接地母线和供电电缆接地芯线与主接地极、局部接地极相连，形成完整的井下接地网。

接地网上测得的接地电阻值符合《煤矿安全规程》的规定。

4、局部通风机管理：

掘进工作面配备防爆局扇（FBD5.6-2×11KW）两台,实现“三专+二专”供电，掘进工作面实现风电闭所装置和瓦斯电闭所装置。

5、设备管理：

采掘工作面机电设备必须由专人负责管理，实行包机制、挂牌管理；采用风钻打眼，严禁使用煤电钻打眼作业。

6、电缆选型：

根据矿井实际，向该工作面供电的中央变电所距工作面运输巷120米，变压器型号为KBSG-500KVA。

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。

按长时允许电流选择电缆截面

矿用橡套电缆载流量：

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）、对于工作面选用两台乳化泵，额定功率均为110KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢

其中P=110KW

U=660V

cos¢=0.85

则Ie=110000/1.732×690×0.85=108A

支线路的负荷电流Ica1=108A

（2）、对于工作面选用的刮板机两台，额定功率为2×17KW，其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢

其中P=17KW

U=690V

cos¢=0.85

则Ie=2×17000/1.732×660×0.85≈33.4A

支线路的负荷电流Ica1'=33.4A

（3）、对于下副