#工作面工程设计最终#.docx

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#工作面工程设计最终#

前言

根据原煤炭工业部郑州设计研究院编制的《郑州煤炭工业（集团）尤氏煤矿有限责任公司技术改造初步设计》。

原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，矿井采用立井单水平上下山开拓，中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法，主付井进风，风井回风。

一、设计编制的依据

1、原煤炭部郑州设计研究院编制的《郑州煤炭工业（集团）尤氏煤炭有限责任公司初步设计》。

2、河南省煤炭地质勘察设计院2005年8月编制的《河南省郑州煤炭工业（集团）尤氏煤矿有限责任公司煤炭资源储量核查报告》。

3、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、科学发展”的指导思想，全面认真贯彻执行“安全第一、预防为主”的方针及行业技术规范、标准，提高安全装备水平，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

1、设计的主要特点

1）、14031位于井田的南部，14采区轨道下山南部，14011工作面下部，14031上付巷为14011工作面沿空留巷，14031平均煤厚1.8米,具有开采价值。

2）、该区煤层结构简单，层位稳定，全区可采，属倾斜较稳定型煤层。

3）、本区距地表311m，为低瓦斯区域，主采的二1煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。

煤尘具有爆炸性，爆炸指数15.63%。

2、主要技术经济指标

井巷项目总长度420m；

井巷项目总体积2940m3；

万吨掘进率294m/万吨；

工期2.8个月；

地质储量8.02万t；

可采储量6.85万t；

工作面生产能力1.41万t/月；

服务年限4.8个月；

14131工作面项目设计

第一章工作面概况及采区概况

一、工作面概况

1、工作面位置及参数

地面位置:

14031工作面对应地表为前柿杭村。

井下位置:

14031工作面东为14011工作面采空区，南为Fz14断层保护煤柱，西为14扩大区运输巷，北为14采区轨道下山。

该工作面地面标高+311.5m～+315.7m，工作面标高+81m～+113m。

该工作面主采二1煤层，走向长330m，倾斜长100m，面积33000㎡；煤层倾角5°～16°，平均倾角10°；煤层厚度0～4.6m，平均煤厚1.8m。

工业储量8.02万吨，可采储量6.85万吨。

14031工作面沿倾斜方向布置，后退式俯斜开采，采用炮采回采工艺，全部垮落法管理顶板。

14031工作面设计项目量：

上副巷308m，下副巷利用原14扩大区前期回风巷，切巷113m；设计总项目量：

420m。

工作面设计可采长度300m，切巷平均长度100m。

14031工作面上下副巷为拱形断面，采用U25型钢可缩性支架支护，支架间距600mm（中-中）。

2、煤层赋存特性

（1）、煤层赋存条件

14031工作面主采二1煤层，煤呈灰黑色，粉末状，半亮型，原生构造受滑动构造的影响而遭受破坏，层理不清，滑面及磨擦镜面发育，强度较低，煤层结构简单且煤层赋存较稳定，但煤厚两极值变化大，工作面下部煤层较上部煤层厚。

（2）、瓦斯

瓦斯含量以通风科提供的依据（瓦斯绝对涌出量平均1.2m³/min）为准。

（3）、煤尘爆炸性

国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心2008年10月20日关于郑煤集团尤氏煤炭有限责任公司二1煤《煤尘爆炸性鉴定报告》,所采二1煤层煤尘具有爆炸性。

2009年瓦斯鉴定上级批复煤尘爆炸指数15.63%。

（4）、煤炭自燃倾向等级

国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心2008年10月20日关于郑煤集团尤氏煤炭有限责任公司二1煤《煤炭自燃倾向等级鉴定报告表》,为Ⅲ级不易自燃煤层。

3、煤层顶底板情况

1）、煤层顶板岩性

14031工作面二1煤层直接顶板，一般为黑色泥岩和砂质泥岩，平均厚度7.15m，抗压强度为31～61Mpa，属弱～中等强度；老顶为灰白色，含白云母较多的细～中粒石英砂岩，俗称大占砂岩，平均厚度13.04m，抗压强度一般为69～84Mpa，属中等强度。

该矿井二1煤层顶板岩体属中等完整（Ⅲ级），质量较差（Ⅸ级）的顶板。

2）、煤层底板岩性：

14031工作面二1煤层伪底为泥岩和炭质泥岩，遇水易软化、膨胀、变形，不易管理；直接底为炭质泥岩，厚2.5—5m，f=1—2。

老底为砂岩，厚9—12m，f=4—5，底板岩体属中等完整（Ⅲ级），质量较差（Ⅸ级）的底板。

由底板岩性和实际揭露资料看，底板硬度系数偏低，且泥岩一旦遇水强度进一步变低。

当受到的压强超过其本身抵抗强度时，就会发生蠕变，造成巷道变形，维护量增大和维护困难。

4、采面储量及服务年限

14131工作面下付巷总长330m，可采长300m，可采面积为30000m2，煤层平均厚度1.8m。

地质储量：

30000×1.8×1.35＝7.29万t。

可采储量：

30000×1.8×1.35×0.95＝6.92万t。

工作面服务年限：

工作面生产能力为1.177万t/月，服务年限为5.3个月。

5、地质构造

1）地质概况

该工作面地面标高+298m～+321.5m，工作面标高+32.6m～+59.9m，预计煤层平均厚度2.5m。

根据本矿14092工作面回采及14131工作面掘进情况分析，该工作面顶板砂岩含水层含水性较强，对工作面回采有较大影响。

预计回采时局部会出现顶板淋水现象，正常涌水量为10m³/h，最大涌水量为40m³/h。

因此，工作面在回采期间必须加强顶板和两巷水路管理，确保巷道在掘进、回采期间水路畅通，加强水情观测，根据需要及时进行探放水。

2）、构造、地质条件（特征）

该工作面煤层底板呈一单斜构造，总体产状为270°∠9°；受受滑动构造的影响，煤层顶板全为滑动构造直接压煤，较为破碎，区内没有发现褶曲和滑动构造及岩浆岩活动。

6、水文地质条件及涌水量

根据本矿14092工作面回采及14131工作面掘进情况分析，该工作面顶板砂岩含水层含水性较强，对工作面回采有较大影响。

预计回采时局部会出现顶板淋水现象，正常涌水量为10m³/h，最大涌水量为40m³/h。

因此，工作面在回采期间必须加强顶板和两巷水路管理，确保巷道在掘进、回采期间水路畅通，加强水情观测，根据需要及时进行探放水。

14131工作面涌水量依据公式Q预/Q知=S预/S知

式中Q预—预计工作面涌水量m3/h

Q知—已知工作面（14092）正常涌水量5.0m3/h

S预—预计工作面的面积43200m3

S知—已知道的工作面面积21600m3

Q预=5.0×43200/21600=10m3/h

经计算预计工作面正常涌水量10m3/h，最大涌水量40m3/h。

7、开采技术条件

登封分公司2010年10月组织矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿瓦斯绝对涌出量为1.83m3/min、相对涌出量为4.39m3/t，二氧化碳绝对涌出量为1.10m3/min、相对涌出量为2.64m3/t，为低瓦斯矿井。

本区无地压、地温等灾害。

8、工作面通风

设计该工作面采用U型通风方式，风流路线为：

新鲜风流自主井（部分来自副井）→运输大巷→14采区运输下山→14扩大区运输顺槽→14扩大区运输下山→运输顺槽→工作面→轨道顺槽→14扩大区轨道下山→14扩大区回风巷→14采区轨道下山→采区回风巷→回风大巷→风井→地面。

二、采区概况

14采区为双翼下山采区，位于尤氏井田的西部，该采区下部以告F4断层为界，上部以二1煤+157m等高线为界，沿煤层走向布置走向长壁工作面。

14采区的二1煤层赋存比较稳定，煤层倾角平均8°，煤层平均厚度2.75m左右。

煤层构造比较简单，未见夹矸，水文地质勘探类型为二类二型，即以顶板裂隙孔隙水充水为主的水文地质条件中等的矿床类型。

根据煤层赋存条件，考虑该矿生产实践和管理水平，设计采用走向长壁后退式采煤法，炮采采煤工艺，全部垮落法管理顶板。

14采区运煤路线为：

工作面落煤经工作面刮板运输机→运输顺槽刮板输送机、胶带输送机→运输下山胶带输送机→上仓皮带斜巷→主井煤仓→箕斗装载硐室→主井箕斗→地面。

14采区通风路线为：

新鲜风流自主井（部分来自副井）→运输大巷→运输下山→14扩大区运输顺槽→14扩大区运输下山→运输顺槽→工作面→轨道顺槽→14扩大区轨道下山→14扩大区回风巷→轨道下山→采区回风巷→回风大巷→风井→地面。

14采区排水路线为：

工作面出水→运输顺槽→14扩大区运输下山→自流至14扩大区水仓→14扩大区轨道下山→14扩大区回风巷→采区泵房水泵→采区轨道下山排水管→运输大巷→主井底水仓→井底泵房主排水泵→排至地面进行处理。

14采区避火（避瓦斯爆炸）路线为：

工作面→运输顺槽→14扩大区运输下山→14扩大区运输巷→采区运输下山→运输大巷→副井（或主井安全出口）→地面。

14采区避水路线为：

工作面→轨道顺槽→14扩大区轨道下山→14扩大区回风巷→轨道下山（或运输下山）→运输大巷（或回风大巷）→副井（或主井、风井安全出口）→地面。

第2章工作面巷道布置及支护形式的选择、工作面顶板支护设计

1、巷道布置

14131上付巷开口坐标X=3810692.8,Y=38423355.8，以190°方位施工135米，变253°方位,沿底掘进43m，变178°方位沿底施工260m到位。

14131下付巷开口坐标X=3810722.4,Y=38423204.1，以方位180°掘进410m，在掘进过程中根据实际地质情况进行调整。

2、顶板管理

1）工作面上下巷及切巷支护

设计工作面上下付巷采用U25钢支护，切巷采用DZ22型单体液压支柱配合ADC－2240型л型钢梁支护，液压系统采用现有的XRB2B（A）液压系统通过Φ10管路供给工作面，液压泵安装在14扩大区06泵房处。

2）工作面支护设计

（1）、采面支护形式

①、采面支护高度：

工作面采用DZ22-30/100型单体柱配合ADC－2240型钢梁、矩形支护。

“π”型钢成对使用，正常情况下保持二梁五柱。

考虑其最大和最小支撑高度，工作面支护高度确定为1.8m。

②、排距：

1m（误差±100mm）。

③、棚距：

0.6m（误差±50mm）。

④、工作面迎山距确定：

A、采煤工作面每节巷道坡度由验收员在现场提前测定，同时根据测定的坡度现场标定每节迎山值的大小。

B、当班挂节采煤工应根据验收员已标定的迎山值进行站柱。

C、迎山值的测定：

测单体柱柱帽的垂线（垂线1米处）与单体柱的水平距离。

D、附迎山值明细表。

（2）、支护强度设计

①、已采工作面矿压观测结果

根据已采采煤工作面观测结果分析，预计该工作面直接顶初次跨落步距为1m，老顶初次跨落步距为8-15m，老顶的周期来压步距为8-12m。

②、顶板结构：

顶煤--直接顶--老顶。

迎山值明细表

工作面倾角

迎山角

迎山值

备注

5º～10º

1º30′

105mm

实际操作过程中迎山值左右偏差不得超过35mm。

11º～15º

2º

195mm

16º～20º

3º30′

270mm

21º～25º

4º

345mm

26º～30º

4º30′

435mm

31º～35º

5º30′

520mm

（3）、采面控制设计

工作面的顶板控制从支、护、稳三方面考虑。

①、支

从直接顶初次跨落，老顶初次来压，周期来压进行计算，取其最大值。

Ⅰ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=（13.4×1×2.5）/（2×2.8）=5.98t/㎡

式中：

P1----支架支护强度t/㎡

MA----直接顶厚度13.4m

YA----直接顶平均容重2.5t/m³

LA----直接顶初次垮落步距1m

L小----最小控顶距2.8m

Ⅱ老顶初次来压期间

要求支架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/4ktL小

式中A----直接顶作用力t/m²

A=MzYzL/L小

Mz----直接顶垮落厚度4.2m

Yz----直接顶平均容重2.5t/m³

L----最大控顶距3.6m

L小---最小控顶距2.8m

A=（4.2×2.5×3.6）/2.8=13.5t/m²

式中：

P2----支架支护强度t/㎡

MB----老顶厚度9.2m

YB----老顶容重2.5t/m³

CB----老顶初次来压步距8m

kt----岩重分配系数2.1

L小---最小控顶距2.8m

Kt----岩重分配系数，直接顶厚度与采高之比N

N=4.2/2=2.1Kt取2.1

P2=13.5+（9.2×2.5×8）/4×2.1×2.8=21.3t/㎡

Ⅲ顶板周期来压期间

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/4ktL小

式中:

则P3=13.5+（9.2×2.5×15）/（4×2.1×2.8）=28.1t/m²

取以上最大值，合理的支护强度应为：

P=P3=28.1t/㎡

④、工作面支护密度G（根/m²）

G=P/Fn

式中:

F----支柱工作阻力40t/根

n----支柱工作阻力利用系数0.85

P----最大支护强度取28.1t/m²

则G=P/Fn=28.1/（40×0.85）=0.83根/m²

实际支护密度为：

Gs=4/（1X4）=1根/m²

Gs>G,工作面支护强度可满足安全生产需要。

②护

护顶：

工作面所选荆芭规格为：

长1000mm，宽800mm,椽子为：

长800mm，直径50mm以上，根据工作面棚距可以保证护顶。

护底：

工作面遇水或底板特别松软时采用穿鞋护底的方法。

③稳

P初=hr（cosa+sina/f）/G实

式中：

h----复合岩层厚度3.48m

r----复合岩层密度2.0t/m³

ªa----煤层倾角10°

G实----支护密度2.5根/m2

f----软硬岩层之间摩擦系数取0.5

则：

P初=3.48×2.0×（cos10°+sin10°÷0.5）÷2.5

=4.32t/m2

根据所用单体液压支柱规格，换算初撑力为：

33.9kN

经计算可知该工作面支柱初撑力必须保持33.9kN以上，根据集团公司下发的《郑煤集团公司炮采管理规定》取中排支柱初撑力为55kN，煤墙及老塘柱初撑力为30kN。

3）、采煤工作面上、下安全出口支护设计

（1）、机头安全出口：

长2.4m，宽1m，高1.8m。

在安全出口内布置4对4.0m的“π”型钢梁，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为5m，最小控顶距为4m，此处至少保证一梁四柱（详见工作面支架布置示意图T-3）。

（2）、机尾安全出口：

长2.4m，宽1m，高1.8m。

在安全出口内布置4对3.5m的“π”型钢梁，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为4.5m，最小控顶距为3.5m，此处至少保证一梁四柱。

上下安全出口各设一对一梁四柱的抬口棚。

4）、采煤工作面超前支护设计

在工作面上、下付巷两侧自工作面煤墙向外用1m交接顶梁配合2.5m单体柱架设超前棚，其中靠工作面一侧架设20m，另一侧架设10m。

安全出口处超前支护不得打断，超前支架梁头接梁头，楔子打紧，超前支架一梁一柱，保证支柱完整无缺，初撑力不低于50KN，高度不低于1.6m，宽度不小于2.0m。

运输巷应留有0.7m宽的人行道。

正常作业中，超前支护必须与上下尾巷打齐，不得提前回收。

附图：

工作面巷道布置图

上下巷、切巷剖面图

第三章工作面生产系统

14131采面各生产系统简要叙述如下：

1、运输系统

1、运煤系统

煤炭运输路线：

工作面→14131下副巷→14扩大区运输下山→14扩大区运输巷→14采区运输下山→上仓皮带斜巷→主井煤仓→箕斗装载硐室→主井箕斗→地面。

2、运料系统

材料运输路线；副井→井底车场→运输大巷→14采区上部车场→14采区轨道下山→14扩大区回风巷→14扩大区轨道下山→14131上副巷→工作面。

2、通风系统

1、通风方式及通风系统

矿井通风方法为机械抽出式，通风方式为中央并列式，工作面为U型通风。

新鲜风流由主副井进入井下，经运输大巷、14采区运输下山、14扩大区运输巷、14扩大区运输下山、14131下付巷到采煤工作面，乏风经工作面及上付巷回入14扩大区回风下山、14扩大区回风巷、14采区轨道下山、总回风巷、风井至地面。

2、风量计算

根据《煤矿安全规程》第103条规定，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：

⑴按采面同时工作最多人数计算

Q人=4N=4×40=160（m³/min）

式中：

4—以人为单位的供风标准m³/min

N—工作面同时工作的最多人数，按40人计算。

⑵按最大装药量计算

Q药=25A=25×（2×0.15+4×0.30）=67.5（m³/min）

式中：

A—采面一次放炮的最大炸药消耗量Kg

⑶按良好的气候条件计算

Q良=60Vmb=60×0.6×1.8×3.0=194.4（m³/min）

式中：

V—工作面适宜风速取0.6m/s

m—工作面有效采高取1.8m

b—工作面最大控顶距有效宽度取3.0m

⑷按瓦斯涌出量计算

QE=Q沼×K/c=1.5×1.2/0.01=225（m³/min）

式中：

Q沼—瓦斯绝对涌出量，平均1.2m³/min

K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.5

C—工作面瓦斯最高允许浓度，取0.01

取以上四项中最大值为该面的风量，则

Q=QE=225m³/min。

按集团公司有关要求，工作面风量取450m³/min

⑸风速验算

V=Q/S=450/（4×60）=1.875（m/s）

经验算风速符合《煤矿安全规程》规定。

根据以上计算14131工作面风量配备450m³/min，符合<<煤矿安全规程>>和集团公司有关规定，14131工作面回采期间可根据实际情况随时调配风量。

3、通风路线

⑴新鲜风流：

主井（部分来自副井）→运输大巷→14采区运输下山→14扩大区运输巷→14扩大区运输下山→14131下副巷→工作面。

⑵污风流：

工作面→14131上副巷→14扩大区轨道下山→14扩大区回风巷→14采区轨道下山→回风大巷→风井→地面。

三、供电系统

由主井中央变电所敷设二条380V供电线路，一条至下副巷供给工作面40型溜子等；一条至下副巷供两部650型皮带等。

四、防、排水系统

14131下副巷布置临时水仓，水仓容积80m³；下副巷敷设4寸排水管路和电缆，安装好开关，水仓安设两台QY40-16型水泵，单台排水能力40m³/h。

采煤工作面涌水自流至工作面下副巷水仓，经水泵、水管及时排至14扩大区水仓，14扩大区水仓再排至14采区水仓，14采区泵房安设3台MD155-30×5型水泵，单台排水能力155m³/h，14采区水仓容积480m³，3台水泵运行正常。

排水路线：

工作面出水点→下副巷临时水仓→经水泵、水管排出至14扩大区水仓→14采区水仓→14采区轨道下山、运输大巷排水管→主水仓→主井底车场、主井排水管→平地。

五、安全生产监测系统

监测系统KJ101N，利用3号分站，对14131局部扇风机的开停、采、掘工作面瓦斯、主要风门的开关状态进行采集处理，并对瓦斯超限进行报警、断电控制。

监控分站的电源分别取自井下中央变电所和被控总开关的电源侧，监测系统设置详见附图。

六、调度通讯系统

1）、生产调度通讯

利用矿井通讯调度交换总机，14131工作面上下付巷及各主要硐室等处设电话分机。

使用矿用本安型自动按键电话机，以保证井下电话用户的通讯需要，通信电缆在入井处装设熔断器和避雷装置，以防雷电波及井下。

2）、对外通信

利用井下中央变电所直拨电话，可以满足对外联络的需要；矿调度室与嵩阳煤业第三分公司设直通电话。

七、消防及洒水

1、洒水系统

平地静压水→主井→14采区轨道下山→14扩大区回风巷→14扩大区轨道下山→14131工作面上、下副巷各洒水点及水幕。

2、综合防尘设施的配备与安装

⑴工作面输送机机头处及各转载点，安装喷雾装置，保证正常开机喷雾。

⑵上、下副巷按规定安装防尘管路及附属装置。

⑶在上、下副巷距工作面安全出口50m范围内安装防尘水幕,在距工作面60-200m范围内，安设隔爆水袋长度不小于20米，水量不小于200L/㎡。

⑷放炮使用水炮泥封孔。

⑸在上、下副巷及工作面内采用浅孔动压注水。

附图：

工作面设备布置图、运输系统图、通风系统图、供电系统图、工作面供水、除尘洒水系统图、工作面排水系统图、工作面通讯系统布置图、压风系统图、工作面安全监测监控系统图。

第四章工作面生产能力及服务年限

一、工作制度

矿井年工作日为330天，每天三班作业，三班采煤，每天净提升时间14小时。

二、设计生产能力及服务年限

根据14131工作面可采储量6.32万吨，生产能力为1.177万吨/月,14131工作面服务年限为5.3个月。

第五章采煤工艺及设备选型

一、采煤工艺

工作面采用走向长壁后退式一次采全高采煤方法，放炮落煤，人工装煤，采用SGB620-40T刮板输送机运煤。

回采工艺过程：

打眼→放炮→掏梁窝→拔主梁→刷帮、站柱→拔副梁→放顶→放煤→移运输机。

工作面采用全部陷落法管理顶板。

最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m，采煤工作面高度1.8m。

回采工作面运输设备，选用一台可弯曲刮板机，型号SGB620—40T，此设备使用方便，管理简单，安全可靠。

下付巷选用一部SGB620—40T刮板运输机和二部SSJ-650型皮带运输机。

二、设备选型计算

1、根据工作面要求，切巷选用SGB620/40T型刮板机1部，配用1台40kw电机，其运输能力为150t/h，按工作面最高峰出煤量计算工作面设备运输能力为：

Q=2.5×60×1.35×85%×80%/6=22.95T/h

设计切巷刮板机运输能力为40T/h，远大于22.95T/h，故满足采面运输要求。

2、下副巷选用SGB620/40T型刮板机1部，配用1台40kw电机，其运输能力为150t/h，远大于22.95T/h和切巷刮板机运输能力40T/h，故满足采面运输要求。

3、下副巷选用650型胶带输送机两部，配用2台30kw电机。

胶带输送能力：

输送量200t/h，速度1.3m/s，输送机倾角160,胶带为SSJ-650型，带宽650mm。

电机选用YB315MJ-4隔爆型三相异步电动机，功率30KW。

Q=KB2VrC（T/a）

式中：

K——货载断面积系数，因是槽形辊，堆积角为300，则K=358

B——胶带宽度B=0.65m

Q——输送量（T/h）

V——带速1.3m/s

r——货载集容星（T/㎡）取r=0.6T/m³

C——输送机倾角系数取C=0.65

将各参数代入式中：

Q=358×0.65×1.3×0.6=232.2T/h，远大于20.2T/h，故满足采面运输要求。

三、电缆截面选取

1、电缆选择

低压负荷线选用MY-0.663×70+1×25矿用橡套电缆，各点的电缆长度及截面、短路电流计算如下表：

短路点

电缆

两相短路电流

两相短路电流实际值

截面（m㎡）

长度（m）

d1

70

300

2931.92

2