14061工作面设计.docx

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14061工作面设计

14061工作面设计说明书

第一节工作面概况

一、概况

14061工作面位于14采区北部，北为许登高速公路保护煤柱，南为14采区运输下山保护煤柱，东临告F18、告F18-1断层保护煤柱，西接告F4断层保护煤柱。

该工作面地面标高+295.0m~+332.5m，工作面标高+65.5m~+111.5m。

该工作面主采二1煤层，走向长575m，倾斜长79m~93m，煤层倾角6º~10º，平均8º，煤层厚度0~6.58m，平均2.5m。

工业储量16.68万吨，可采储量13.45万吨。

该工作面煤层不稳定，煤层厚度变化大，工作面西北部较东南部煤层厚，工作面东北部发育一无煤带。

二1煤层呈灰色粉末状，半光亮型，原生构造受滑动构造的影响而遭受破坏，层理不清，强度较低，煤层结构简单。

工作面可能受顶板水和告F4、告F18、告F18-1断层水影响，预计掘进过程中正常顶板涌水量为5m3/h，最大涌水量为10m3/h。

在采掘过程中要加强防治水管理。

瓦斯含量以通风科提供的依据（瓦斯绝对涌出量平均2.5m3/min）为准。

二1煤的爆炸性指数为13.30%，有煤尘爆炸性。

二1煤三类不易自燃煤层。

地温、地压正常。

二、巷道工程量

14061轨道顺槽设计566m，运输顺槽设计585m，切巷设计93m，上车场设计73m，联络巷设计61m，环形水仓及通道设计274m，总工程量1563m。

三、顶、底板岩性

原生顶板：

细砂岩，厚0~4.5米，平均3.0米。

构造顶板：

断层角砾岩及断层泥，厚0~10.7米，平均6.0米。

直接底：

砂质泥岩，厚8.5~10.5米，平均9.6米。

老底：

L8灰岩，厚2~3.8米，平均2.9米。

四、邻近区段的回采情况

工作面四周均为保护煤柱，邻近没有回采的和未回采的工作面。

第二节巷道布置

一、工程概况

掘进巷道包括上车场、联络巷、轨道顺槽、运输顺槽、切巷、环形水仓及通道，总工程量为1563m。

巷道开口后，上付巷以39.5º方位角掘进，下付巷以39º掘进，在掘进过程中根据实际地质情况和井田边界保护煤柱线进行调整。

附：

14061工作面设计图。

二、支护说明

轨道顺槽、运输顺槽支护形式为拱形断面，支护材料为9#矿用U型钢，支架规格为3.2m（梁）×2.6m（腿）,单棚支护，棚距600mm（中—中）。

第三节采煤工艺

一、采煤方法

本工作面采用走向长壁炮采放顶煤回采，全部垮落法管理顶板。

二、回采工艺

工艺：

破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤。

流程：

打眼、放炮、移主梁、攉煤、移付梁、放顶煤、移溜。

（一）、煤的破落

采用爆破落煤。

（二）、煤的装载

爆破自装一部分煤外，主要是人工装煤。

（三）、煤的运输

工作面采用一部SGW—40型可弯曲刮板运输机，其运输能力为200t/h。

工作面运输顺槽采用一部SGW—40型可弯曲刮板运输机，其运输能力为200t/h。

可弯曲刮板运输机搭接一部650型可伸缩胶带运输机，其运输能力为350t/h。

按工作面最高峰出煤量计算：

Q=2.5×93×1.35×85%/3=89（t/h）

总运输能力按机械设备的最小运输能力计算为200t/h，满足采面运输要求。

（四）、采场支护

①、采面顶板控制设计

14061工作面顶板控制设计

一、采场控制设计

本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。

即采场支架对顶板应能支得起、护得好、稳得住。

1、“支”

“支”就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，由于本工作面直接顶及老顶均较薄，老塘放顶后即可充满，老顶来压不明显，可利用平均值加两倍均方差及经验公式法确定本工作面的支护强度。

（1）、利用平均值加两倍均方差计算工作面的支护强度

P1=（q+2sp2）×n=[（6～12）+（2～3）]×2.45

=（10~18）×2.45=24.5~44.1（t/m2）

式中：

P1—支架支护强度t/m2

q—工作面支柱载荷平均值6~12t/根

n—工作面最大支护密度2.45根/m2

sp2—均方差2~3

这种方法的概念就是所有的观测数据满足90%的概率要求，通过分析计算，基本上考虑了来压期间支护强度问题。

（2）、按经验公式计算

P2=（6~8）×h×γ=（6~8）×2×2.5=30~40（根/m2）

式中：

P2—支架支护强度t/m2

h—工作面采高2.0m

γ—煤岩平均容重取2.5t/m3

（3）、按支架全部承担直接顶和老顶全部重量，合理的支护强度为

P3=M1γ1+M2γ2=4.58×1.35+10.7×2.5=33（t/m2）

式中：

P3——支架支护强度t/m2

M1——顶煤最大厚度4.58m

γ1——煤层容重1.35t/m3

M2——直接顶和老顶最大厚度10.7m

γ2——岩层容重2.5t/m3

取以上三个时期的最大支护强度，则合理的支护强度为

P=P1=44.1（t/m2）

（4）、支护密度计算

n1=P/F=44.1/30×0.8=1.84（根/m2）

式中：

F——单体柱工作阻力的80%

根据支护强度与支护工艺要求，确定排距L排=1.0m。

验证工作面棚距0.6m，最大控顶距时的支护密度

n=5/0.6×3.4=2.45（根/m2）

则n>n1，确定工作面棚（柱）距为0.6m。

2、“护”

“护”包括两方面，“护顶”和“护底”。

（1）、“护顶”

护顶要求所选柱距保证不因荆笆和椽子的强度不足，而引起频繁的局部冒顶，荆笆和椽子的强度应能托住两棚间松散岩体的重量，根据理论计算和供应的材质，选0.6m棚距对棚架设，使用荆笆质量必须可靠，做到强度高、编织密度大，不得出现露煤现象，另外，椽子直径不得小于40～50mm，长度1～1.2m,打顶时做到荆笆搭接合理，椽子摆放均匀，每米按5根摆放，不得有露顶现象。

（2）、“护底”

采煤工作面保证支护质量的前提条件是支柱不钻底，因此要求支柱对底板的压强小于底板比压，否则要穿鞋，根据14021工作面资料，鞋的直径（圆木鞋）为：

φ≥200×（P0/πq）1/2=200×[24/（3.14×6）]1/2=226（mm）

式中：

φ——木鞋直径mm

P0——液压支柱工作阻力的80%

q——工作面底板比压6Mpa

本面采用φ=300mm的木鞋即满足护底的要求。

若工作面局部不沿底，为保证初撑力，要求该段柱下站道木或大木鞋。

3、“稳”

“稳”就是要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，一旦顶板沿层面方向运动，支架能抵抗住，不至于被推倒，为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生，必须提高支柱的初撑力。

按复合顶板的受力状态，算出防止游离岩块下滑时所需的初撑力。

P初=h×γ×（cosα+sinα/f）/n

=3.0×2.5×（cos10+sin10/0.5）/2.45

=3.0×2.5×（0.985+0.347）/2.45

=4.08（t/根）=42（KN/根）

式中：

P初——支柱初撑力t/根

h——工作面直接顶平均厚度3.0m

γ——直接顶岩层容重取2.5t/m3

f——煤岩层间磨擦系数0.5

n——工作面支护密度根2.45根/m2

α——煤层倾角，取10度

工作面支柱初撑力必须保持在42KN以上，结合集团公司文件要求（55KN以上），故工作面支柱初撑力必须保持在55KN以上，方能防止推垮型冒顶事故。

根据以上计算结果，选定本工作面的支护方式为：

π型钢梁配合单体液压支柱支护，最大控顶距为3.4m,最小控顶距为2.4m，棚距0.6m，放煤步距1m。

②、采面支护

根据采场支护设计的要求，本工作面采用DZ—22型单体液压支柱配2.4mπ型钢梁对棚支护，其支护形式为π型钢梁大垮度矩形断面支护，每对棚5根柱，即主梁一梁三柱，付梁一梁二柱，棚距（中—中）0.6m，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，支柱支在梁端头，柱中距梁端保持0.2m，便于采煤、放顶煤及运输机管理，中排巷柱穿木鞋，支柱初撑力达到55KN，支柱迎山角1～2度，迎山距3.5～7cm。

工作面下安全出口支护

下安全出口长3m，宽1m，高2.0m，采用6对12根4mπ型钢梁配合单体液压支柱支护，一梁三柱成对使用，每对棚棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN，工作面运输机机头与运输顺槽搭接处，运输顺槽下帮要架设一对4mπ型钢梁抬住运输顺槽上帮梁头，随工作面推进。

工作面上安全出口支护

上安全出口长3m,宽1m，高2.0m，采用6对12根4mπ型钢梁配合单体液压支柱支护，一梁三柱成对使用，每对棚棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN，工作面运输机机尾与轨道顺槽搭接处，轨道顺槽上帮要架设一对4mπ型钢梁抬住轨道顺槽下帮梁头，随工作面推进。

工作面上下付巷超前支护

使用2.4mπ型钢梁配合单体液压支柱支护，保持一梁三柱，柱下穿木鞋，超前支护长度不得少于20m，距煤壁20m范围内均打双排柱，高度不低于1.6m，行人道宽度不少于0.7m，支柱初撑力≥50KN。

附：

工作面支架布置图

（五）、采空区处理

采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1m。

当工作面采通后即可把付梁前移进行放顶，放顶时应由下向上逐棚进行。

作业前应先检查安全情况，发现问题及时处理，然后清理好退路，在保证安全的情况下进行拔梁放顶工作。

作业时付梁要有中间柱，然后把舍帮柱回出，站在煤墙进行卸柱拔梁，最后将移好的梁进行支护，使其与开帮采煤时所架的主梁靠在一起，形成对子棚，并把舍帮用荆笆、椽子挡好门，不准矸石、顶煤流出。

（六）、放顶煤

放煤前要对放煤段支架进行检查、注液，确认安全后方可放煤。

采面放煤采用分段间隔多轮次由上向下顺序进行，放煤步距1m，放煤口的位置在溜子以上0.3~0.5m之间，规格为0.3×0.3m2，放煤口间距1.2m。

每排巷可开2~3个放煤口，放煤段之间保持15~20m，每轮放出煤量的三分之一，三轮将顶煤放完，直至顶板均衡下落。

放煤时严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤、矸堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢钎、锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开放煤口，进行放煤，严禁爆破放煤。

煤炭放净见矸后，及时用荆笆、椽子堵住放煤口，放煤后要对受矿压影响的支架进行处理，清除棚梁歪旋、支柱迎山不照、顶帮不严、漏煤等问题，使采面支护有力，帮顶牢固。

（七）、清煤移溜

采面顶煤放完后，开始清理浮煤，将浮煤清净，采高保持在1.9~2.1m之间，然后用推溜器移溜。

移溜前必须拉线，移溜时应从上到下或自下而上推，不得从两头往中间推，移溜后溜子要平直，运转正常，与煤壁保持0.2m间距。

第四节通风防尘防火系统

一、新鲜风流

新鲜风流→主井（副井）→进风行人巷→14采区运输下山→14061运输顺槽→工作面。

二、乏风流

乏风流→工作面→14061轨道顺槽→14061上车场→14采区轨道下山→14采区回风斜巷→回风大巷→风井→地面。

三、工作面配风

A、按采面同时工作最多人数计算

Q人=4N=4×70=280（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70人计算。

B、按最大药量计算

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

C、按良好的气候条件计算

Q良=60Vmb=60×0.7×2×3.4=285.6（m3/min）

式中：

V—工作面适宜风速取0.7m/s

m—工作面采高取2m

b—工作面最大控顶距取3.4m

D、按瓦斯涌出量计算

QE=Q沼×K/c=2.5×1.2/0.01=300（m3/min）

式中：

Q沼—瓦斯绝对涌出量，平均2.5m3/min

K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.2

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=300m3/min。

按集团公司有关要求，工作面风量取500m3/min

F、风速验算

V=Q/S=500/（4×60）=2.08（m/s）

经验算，风速符合《煤矿安全规程》要求，所以，工作面风量暂定为500m3/min。

四、洒水降尘及防火系统

平地静压水→主井→14采区运输下山→14061运输（轨道）顺槽→运输（轨道）顺槽各洒水点及水幕。

第五节运输系统

一、运煤系统

工作面采出的煤由工作面运输机→14061运输顺槽溜子→14061运输顺槽皮带→14采区运输下山皮带→上仓皮带巷皮带→主井煤仓→主井→地面。

二、运料系统

平地料场→付井→井底车场→运输大巷→14采区上车场→14采区轨道下山→14061上车场→14061轨道顺槽→工作面。

第六节供电系统及机械设备配备

一、供电系统

由中央变电所敷设四条660V供电线路，一条至联络巷供给乳化液泵站；一条至轨道顺槽供给各运料绞车；一条至运输顺槽供给工作面机头电机；一条至运输顺槽供给皮带及一部刮板运输机。

附：

机械设备配备表

二、供电电缆及设备选型

1、干线、支线电缆选择

干线电缆：

由馈电开关向分组用电设备供电的干线电缆，考虑到机械强度及固定敷设的需要，主要选用MY-0.66/0.383×70型煤矿用软橡套电缆。

支线电缆：

向各用电设备供电的移动电缆选用MY-0.66/0.383×35型煤矿用软橡套电缆。

2、配电设备

根据《安全规程》的有关规定，井下可选用矿用一般型配电设备。

由于井下低压防爆开关的使用数量较多，根据《煤矿安全规程》的有关规定，对该类防爆控制供电设备及附件的选择和使用主要考虑以下原则:

（1）低压母线入线及联络控制，选用BKD19-630/660型矿用隔爆漏电保护（智能型）真空馈电开关。

（2）支线馈电开关选用BKD19-400型矿用隔爆自动开关。

（3）一般用电设备的控制，如喷雾泵站、小水泵等选用QBZ-80型真空电磁起动器。

（4）需要反转的设备，如胶带输送机、刮板输送机，选用QBZ-80N型真空电磁起动器。

（5）局扇因需要装设风电闭锁装置，选用QC83-80型磁力起动器，而不选用手动开关。

（6）照明和信号控制选用具有短路、过载和漏电保护功能BZ80-2-5Z型照明信号综合保护开关

三、机械设备配备

附：

机械设备配备表

工作面机械设备配备表

机械设备名称

型号

规格

台数

工作地点

可弯曲刮板运输机

SGW―40

40KW

1

工作面

可弯曲刮板运输机

SGW―40

40KW

1

运输顺槽

运料绞车

JD―11.4

11.4KW

3

轨道顺槽

乳化液泵站

XRB2B

37KW

2

联络巷

风煤钻

ZQS-22/2.2

2

工作面顺槽

第七节工作面避灾路线

一、发生瓦斯、煤尘爆炸时的避灾路线

爆炸点进风侧人员→工作面→14061运输顺槽→14采区运输下山→进风行人巷→运输大巷→付井→地面。

爆炸点回风侧人员迅速戴上自救器，顺风卧倒，待冲击波过后，迅速由工作面→14061轨道顺槽→14采区运输下山→→进风行人巷→运输大巷→付井→地面。

在撤离过程中，要特别注意冲击波的伤害，一旦听到有爆炸声响，立即就地顺风卧倒，且注意避开孤立物体，待冲击波过后，立即按既定撤离路线撤退。

二、发生火灾时的避灾路线

a、火势较小时，应立即组织人员扑灭。

b、若火势较大，无法扑灭，人员应按照与发生爆炸时相同的避灾路线撤退，同时要迅速戴好自救器，以防有毒气体的伤害。

三、发生水灾时的避灾路线

若发生水灾事故人员应由工作面→14061运输（轨道）顺槽→联络巷及上车场→14采区轨道（运输）下山→运输大巷→副井→平地。

四、救灾措施

当工作面发生上述灾害时，应立即就近向调度室汇报灾害地点、范围、灾情，并尽可能切断电源，矿应立即成立救灾指挥小组，选择最近最安全的撤退路线，组织人员迅速撤离。

在撤离过程中，一定要沉着有秩序地进行，不要惊惶失措，乱跑乱叫。

救灾工作应在矿救灾小组直接领导下统一进行，人员按调度室指令到安全地点集合，清点人员，等待命令。

第八节作业方式及主要经济技术指标

一、采面循环组织

本工作面采用“边采边放”的组织形式，实行“三八工作制”

循环进度：

1m循环方式：

多循环

循环个数：

3个循环率：

80%

日产量：

810t月产量：

19440t

附表1：

劳动组织表

附表1工作面人员配备及劳动组织表

序号

工种

一班

二班

三班

合计

1

采煤工

40

40

40

120

3

开皮带工

4

4

4

12

4

跟班队长

1

1

1

3

5

开溜工

2

2

2

6

6

司泵工

1

1

1

3

9

三铁工

1

1

1

3

11

打眼注水工

3

3

3

9

12

班长

3

3

3

9

16

跟班机电工

2

2

2

6

17

小班、回尾巷工

5

5

18

回棚工

2

2

2

6

19

合计

59

59

64

182

二、工作面主要经济技术指标

附表2：

14061工作面主要经济技术指标表

附表214061工作面主要经济技术指标

序号

指标名称

单位

数量

1

采面可采长度

m

545

2

采面可采宽度

m

79~93/86

3

煤层平均倾角

度

8

4

煤层容重

t/m3

1.35

5

平均煤厚

m

2.5

6

工业储量

万吨

16.68

7

可采储量

万吨

13.45

8

循环进度

m

1

9

日循环个数

个

3

10

循环产量

t

270

11

正规循环率

%

80

12

回采率

%

85

13

日产量

t

740

14

月产量

t

17760

15

回采工效

t/工

4.0

16

采面服务时间

月

7.6

17

采高

m

2.0

18

炸药消耗

Kg/万吨

615

19

雷管消耗

个/万吨

2500

20

坑木消耗

M3/万吨

6.8