(冶金行业)平禹煤电公司白庙采煤工作面设计说明书

（冶金行业）平禹煤电公司

白庙采煤工作面设计说明

书

20XX年XX月

二1-21060综采工作面及瓦斯综合治理

设计说明书（修订）

平禹煤电x公司白庙矿

二00九年四月二十日

目录

第壹章工作面概况及危险源分析

第二章工作面工程设计

第三章工作面各生产系统设计

第四章专项设计

第五章注意事项及主要安全技术措施

第壹章工作面概况及危险源分析

第壹节工作面慨况

1、工作面位置

21060采煤工作面北临21040采煤工作面，南接

21080采煤工作面（未采）,西部为井田边界，东靠二

水平副暗斜井，工作面标高：742〜-192m,工作面

范围75600mz0

21060采煤工作面位于文殊镇贺庙村南，地表为

村庄（正在搬迁中），地面对应标高254〜288m,埋深

396〜480mo

2、邻近煤层

我矿开采山西组二，煤层，上部为三煤段，主要岩

性为浅灰色灰绿色细一中粒岩屑石英砂岩、粉砂岩、

泥岩及煤层组成，含煤12层，其中仅三。煤偶尔可采，

距矿井开采的二煤层较远（110米）。下部为壹煤段,

主要岩性为砂岩、泥岩和灰岩组成，共含灰岩11层，

常见8层，壹煤段含煤10余层，多为薄煤层或煤线，

仅壹煤偶尔达到可采厚度，根据钻孔资料分析，距

—,煤层间距为30〜87m.

3、区内煤层赋存状况及地质情况

煤层走向北东45°,倾向南东，平均倾角29°,

根据其临近的21040工作面机巷煤厚变化情况且结合

附近钻孔资料分析，该工作面煤层厚度自东北往西南

逐渐变大，最薄2.5m,最厚1平均6m>

顶板：

伪顶：浅灰色，顶面为灰黑色，有细层理，泥质

胶结，岩性为粉砂质泥岩，硬度系数为f=L8

直接顶：特性为浅灰日色，底面为黑色，以石英

为主，含云母及黑色矿物，微含炭质，岩屑呈次圆状，

硅质胶结，表面含有大量白云母碎片，岩性为中粒砂

岩，硬度系数53-5。

老顶：特性为浅白灰色，以石英为主，黑色矿物

呈次棱角状，畦质胶结，岩性为细粒砂岩，硬度系数f

=6〜8。

底板：

直接底：特性为浅灰色，顶面为灰黑色，有细层

理，泥质胶结，岩性为粉砂质泥岩.

老底：特征为浅白灰色，以石英为主，黑色矿物

呈次棱角状，泥质胶结，岩性为细粒砂岩

4、工作面设计采长及设计能力

21060采煤工作面设计可采走向560m,采长120m

平均煤厚3.0m,可采储金26.2万吨。

第二节危险源分析及采掘工艺、采面设计

生产能力确定

（竞）危险源分析

行疏水降压，即可保证采面安全开采。

根据上采面（21040吴面）在回采期间的涌水量，

预计该采面正常涌水旱在50mj/h,最大涌水量

SOmj/ho

4、煤尘

我矿所采二,煤层煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指

数15.42-18.23%,

5、矿压

根据21040采煤工作面风、机巷在掘进期间的巷

道压力情况分析，21060风'机巷在掘进期间巷道俩

帮（特别是上帮）会受到矿压的影响，容易出现片帮

现象，顶板受矿压影响较小。在掘进期间应加强顶部

及俩帮管理，加强顶板离层观测及俩帮压力观测。

（二）工作面对地面建筑及水体的影响

21060米煤工作面位于文殊镇贺庙村南，地面为

村庄（正在搬迁中），采面塌陷范围内没有河流及水塘。

（=）回采工艺

工作面由于地质构造简单，煤层赋存较稳定。为

实现高产高效，按综采工作面布置，由于煤层厚度为

2.5~10m,常见厚度为6.0M左右，因此，采取分层

开采。

1、落煤

选用MGTY300/700-1.1D型双滚简采煤机落煤,

装煤，双向割煤.

2、装煤

采用煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进

行装煤。

3、运煤

工作面采用SGZ-764/500型刮板运谕机运煤，

运输机道采用SZZ-730/132转载机运煤，

4、支架选型

选用ZY5000-18/38型支撑掩护式液压支架。

5、工作面支护形式

液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距

1.5m,伸出前梁及掩护梁的例护板，保持架间无间隙

前梁端面距不超过340mm。

6、端头支护

上下端头使用长4mn型钢梁，壹梁三柱，交替迈

步前移，移动步距0.6m。

7、顶板管理

采用全部跨落法。

（四）掘进工艺

巷道均采用炮掘。

（五）采面生产能力确定

Q=LxDxmxyxCxN=l2Ox3.Ox3.Ox1.4x0.93

x0.8=1125（t/d）

式中：

Q........................工作面日生产能力，t/d

L.......................工作面长度叫取1201n

D...................工作面日推进度m,取3.0m

m.......................煤层平均米高m,取3.0m

Y....................煤的容更取1.4

C.......................工作面回采率，中厚煤层取0.93

N.................工作面正规循环作业系数，取0.8。

工作面日生产能力为1125t/d

（六）瓦斯涌出量预测

二1-21061综采工作面瓦斯涌出量预测采用分源

预测法.按照矿井瓦斯涌出构成关系分别对掘进、何

采俩个阶段的瓦斯涌出斌进行分析预测。

壹、掘进工作面瓦斯涌出量预测

掘进工作面瓦斯涌出量预测采用绝对瓦斯涌出量

表达，可分为掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量和

掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出至俩个方面。

其关系为：口掘=口煤壁+q落煤

q煤壁:DXvXqOX(2K(L/v)1/2-1)

=9.8X0.017X8.0X10-4X1036

=0.14m3/min

式中：

q煤壁——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min;

D一—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m;对

于薄及中厚煤层，D=2mo,no为开采层厚度；对于

厚煤层，D=2h+b,h及b分别为巷道的高度及宽度,

为厚煤层D取9.8m;

u----巷道平均掘进速度，m/min.取0.017m/

min;

L---巷道长度，m,取540m

((0---煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2.min),取

8.0X10-4m3/(m2.min)

q落煤=SXvXrX(WO-WC)

=Sxvxrx(W0-WC)

=12,6X0.017X1.4X(8.5-3)

=1.6m3/min

式中：

q落煤——掘讲巷道落煤的瓦斯涌出量.m3/

min:

S——掘进巷道断面积，m2.取12.6m2;

u——巷道平均掘进速度，m/min,取0.017m/

min;

Y——煤的密度，Vm3,取1.4Vm3;

WO—煤层原始瓦斯含量，m3/t,取8.5m3/t;

Wc一一运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t,

取3m3/t.：

则：q掘为煤壁+q落煤

=0.14+1.6

=1.74m3/min

二、回采工作面瓦斯涌出量预测

回采工作面瓦斯涌出曼预测用相对瓦斯涌出量表

达，以24h为壹个预测圆班，采用下式计算。

q采=4开采+q邻近

式中：

q采一一回采工作面相对瓦斯涌出量，ni3/t：

qJT采71采层相诙瓦斯涌出量，m3/t；

q邻近一一邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t,无邻

近层。

q开采:K1XK2XK3XKfx(WO-WC)

=1.3X1.1X0.8X1.5X(8.5-3)

=9.4m3A

K1一一国岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为

1.1~1.3,取1.3;

K2一一工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒

数来计算，取1.1；

K3一一采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌

出影响系数，取0.8:

Kf-取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌

出系数，取1.5。

则q采二q开采+q邻近

=9.4+0=9.4m3/t

按日产1500t计，

则:q采=9.4/1500/(24X60)

=9.0m3/min

三、回采工作面采空区瓦斯涌出量预测

回采工作面采空区瓦斯涌出量为掘进瓦斯涌出量

和回采工作面瓦斯涌出量之和的K'倍，K'取0.15。

则：q采空=K'X(q掘+q采)

=0.15X(1.74+9.0)

=1.6m3/min

工作面工程设计

巷道布置示意图

第费节工作面巷道布置

工作面按走向长壁布置，采面布置三条巷道：从

上至下依次为风巷、机巷氐抽巷、机巷，机、风俩巷

沿二.煤层顶板布宜，低位巷布置在距二，煤层地板

7m以下的上段灰岩内。

①机卷低抽卷：机卷低抽巷：从机巷A点处以276°

方位、+4。坡度施工斜巷47m,进入煤层底板7m后

再以231°方位、+2.78°坂度施工500m机巷低抽巷（其

中在施工至B点时以37°方位、+22°50坡度施工上山

85m和21060风巷专用回风巷贯通，作为21060机

巷低抽巷在掘进期间的专用回风巷），机巷低抽巷及切

眼低抽巷内施工钻场20个1深度4m）,工程量88m,

总工程量为：712m»

②机巷：从车场内开口，先以225°方位施工车场

28m,然后以276°方位、+8°坡度施工斜巷44m,然

后完善机巷回风和运输系统，工程量243m,最后以

231。方位沿煤层顶板施工机巷587m到达切眼位置，

总工程量：902m

③风巷：从21040机巷口向西12.5m处以138°

方位沿俅层顶板施工下山22m,然后以231°方位、

+2.78°坡度施工风巷580m,后以135。方位沿煤层顶

板施工下山120m和21060机巷贯通（风巷回风在

21060风巷车场内施工，方位角282°,坡度+12°,工

程量64m,开口位置距专回口10m）工程量：786m。

总工程量：2400m.

第二节巷道断面支护设计

机巷车场：设计断面形状为半圆拱锚喷支护，采

用中20X2200m）等强树脂锚杆，间排距800mmX

800m,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固.锚网必须

前压后，上压下，搭接长度不少于100皿，且搭接处

用铁丝捆扎萼.设计掘芈断面9.76mz;巷道宽

3600mm,高3100mm,拱高1800mm,墙高1300mm.,

风、机巷专回：设计断面形状为半圆拱锚喷支护，

采用中20X2000mm等强树脂锚杆，间排距800nmX

800mm,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。锚网必须

前压后，上压下，搭接长度不少于100mln,且搭接处

用铁丝捆扎牢固。设计掘进断面5.8mz;巷道宽

2600m,局250Onnn拱司130Onun,塌局1200mm。

皮带运输巷：设计断面形状为半圆拱锚喷支护，

采用。20x2200m等强树脂锚杆，间排距800mmX

800mm,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。锚网必须

前压后，上压下，搭接长度不少于100mm,旦搭接处

用铁丝捆扎牢固。设计掘进断面7.86mz：巷道宽

3200mm,高2800mm,拼高1600mm,墙高1200mm”

风、机巷：断面规格宽X高（中）=4200ninX

3000mn,净断面12.6m支护选用锚杆锚网支护。

顶板：每排采用620nm,L2400mm的左旋无纵筋高

强螺纹钢锚杆7根，间排面为750X800mm,顶板俩

肩角锚杆，必须和铅垂线成20"-30"夹角。树脂药卷

加长锚固，每根锚杆采用CK2335、Z2360各宣根，

锚固长度为1.1m,铺设金属,网和巾14mm圆钢焊制的

钢筋梯子梁。俩帮：采用620mm,L2600mm的左旋

无纵筋高强螺纹钢锚杆9根，间排距为700K800mln,

树脂药卷加长锚固，每根锚杆采用CK2335、Z2360

各登支，镉国长度为1.1m,铺设金属网。同时使用中

14m圆钢焊制的钢筋梯子梁。顶板俩端的锚杆距俩

帮不超过300mm。金属网搭接长度100mm,且用12#

铁丝双股绑扎，绑扎间距200mm.最上边金属网和金

屈网扭结连接好，不得漏连，最下排镐杆和金属网到

底板不得超过400mm。

切眼：（4）切眼：正矩形，净宽6.5m,净高2.8m,

净断面18.2m,采用中20X2600mm左旋无纵筋高强

锚杆、锦网'锚索联合支护，切眼中间打设俩排支柱

作为临时支护，待切眼支架安装时支柱拆除。切眼顶

板锚杆间排距750X800ran,帮锚杆间排距750X800

mm。每根锚杆采用Z2335锚固剂端头锚固，锚网必须

前压后，上压下，搭接长度不少于100mm,且搭接处

用铁丝捆扎牢固。

钻场：设计断面形状为梯形支护，顶板及俩帮支护

形式为锚杆支护，采用中20X2200mm等强树脂锚杆，

间排距800mmx800mm,每根锚杆采用Z2335锚固

剂锚固。设计掘进断面12mz：巷道宽4000m,高

3000mo

机巷低抽巷：设计断面形状为半圆拱形，顶板支

护形式为锚喷支护，采用。20X2200mm等强树脂锚

杆，间排距800mmx800mm,每根锚杆采用Z2335

锚固剂锚固。锚网必须前压后，上压下，搭接长度不

少于100mm,且搭接处用铁丝捆扎牢固，设计掘进断

面8.5mz;巷道宽3200mm,高3000mm.拱高

1600mm,墙高1400mm.：

风、机巷车场断面示意图

风、机巷专回断面示意图

抽放巷钻场断面示意图

皮带运输巷断面图

风、机巷断面图

切眼断面图

低抽巷默面示意图

第三节巷道布置思路及参数选定

(1)巷道布置思路

考虑到巷道掘进期间将受到上部21040采煤工作

面回采期间的动压影响及掘进期间对21040采煤工作

面采空区内的老空水进行疏放(防止在回采期间顶板

受到破坏后引发上部老空水涌入采面)，风巷开口布置

在21040采面以下20m处,迎头离21040机巷10m;

机巷根据钻机钻进长度,采面回采期间瓦斯治理空白

带和综采工作面的采长考虑，布置在距风巷120m的

-192m标高位置；根据我矿顶、底板的岩性,地质水

文情况，为了解决采面回采期间底板涌水和瓦斯治理空

白带问题，决定把低抽巷布置在底板7m以下的上段

灰岩内，根据我矿煤层的慎向及倾角把抽放巷定为内

抽。由于该采面施行综采，根据参观和结合别矿的综

采工作面把风巷的断面形式定为沿顶板锚网梁支护，

规格定位4200mX3000inn：机巷低抽巷，由于我

矿底板岩石的岩性较差，断面支护形式定为半圆拱锚

喷支护，断面选定为3200mmx3()00min

(2)低抽巷层位选择

根据矿井煤层的倾向及倾角把抽放巷定为内抽。

我矿把低抽巷距煤层底板的距离定为7m,距机巷平

距为30m。

第三章工作面各生产系统设计

1、主运输系统设计

工作面：刮板输送机1部，型号SGZ—764/500：

机巷：转载机1部，型号：SZZ—730/132：带式

输送机2部，型号：SSJI000/2X75,刮板输送机1

部，型号：SGZ764-75.

出煤系统

回采工作面t21060机巷t21030机巷皮带巷t

主暗斜皮带上山T煤仓皮带T主石门皮带T主井皮带

T地面

2、辅助运输系统设计

辅助运输主要采用JA,L4型调度绞车和JD-25

型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道俩帮布置，中

对中相错10m；

绞车窝尺寸必须保证绞车安装后有1.2mz的操作

空间；绞车最突出部位和巷帮的距离不小于250mm.

和轨道不小于500mm.

辅助运输系统：

副井t副石门-»副暗斜井车场t21060风巷车场

T20160风巷T采面。

3、通风系统设计

壹、掘进及回采期间的风量计算

(壹)掘进工作面所需风量

1、二1-21061风'机巷所需风量

(1)按瓦斯涌出量计算

根据掘进工作面瓦斯涌出量预测值1.74n小

min.,

则：

Q掘=100Xq瓦掘XK掘通

=100X1.74X2.0=348(m3/min)

(2)按炸药用量计篁

Q掘二(7.37〜25)X20(m3/min)

=7.37X20=147(m3/min)

式中：A一掘进时壹次爆破时的最大装药量

(3)按人数计算

Q掘NXN

=4x20=80(m3/min)

式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，考虑

到某些时候检查人员较多，最大人数增加到20人

由之上Q掘可知掘进所需风量最大为

348m3/min。

(4)按风速校验

15X12.6WQ掘W240X12.6

即189m3/min^348m3/min<3024m3/min,Q

掘为348m3/min符合条件。

(5)风机选型：

由于二1-21061风、机莅为突出危险工作面，需

选择KDJN2/6.0对旋式风机，功率为2X30KW,选6

1000风筒，供风量为350〜450m3/min.满足通风需

求。

(6)全风压供风量

Q掘供=NXQ吸X60+0.15S=1X450+0.15X12.6

X60563(m3/min)

式中：Q吸一风机吸风量

N一风机台数

S大一风机至掘进工作面回风口之间的巷道最大

断面积，则全风压供风量为563m3/min。

2、二1-21061机巷低抽巷所风量

(1)按瓦斯涌出量计算

因为岩巷瓦斯涌出量很小可不予考虑。

(2)按炸药用量计算

Q掘=(7.317-25)X25(m3/min)

=7.317X25=182(m3/min)

式中：A—掘进时壳次爆破时的最大装药量

(3)按人数计算

Q采=4XN

=4x20=80(m3/min)

式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，考虑

到某些时候检查人员较多，最大人数增加到20人。

由之上Q掘可知掘进所需风量最大为

182m3/mino

(4)按风速校验

9X8.5WQ掘W240X8.5

即76.5m3/min<182m3/min<2040m3/min,Q

掘为182m3/min符合条件。

(5)风机造型：

二1-21061机巷低抽巷由于通风距离较远，需选

择KDJ5.6对旋式风机，功率为2X15KW,选中600风

筒，供风量为250〜390m3/min,满足通风需求。

(6)全风压供风量

Q掘供=NXQ吸X60-0.15S=1X390+0.15X8.5X

60=467(m3/min)

式中：Q吸一风机吸风量

N—风机台数

S大一风机至掘进工作面回风口之间的巷道最大

断面积，则全风压供风量为467m3/min。

(-)回采工作面所需风量

(1)按瓦斯涌出量计算

Q采二100Xq瓦采XK采通

=100X10.6X1.8=1900(m3/min)

式中：Q采一采面需风量，m3/min;

K采通一瓦斯涌出不均匀系数，1.2〜1.8.取1.8;

q瓦采一采面瓦斯绝对涌出量，10.6m3/min;

(2)按二氧化核涌出量计算

Q采=100Xq碳XK通

=100X10.6X1.8/3=636(m3/min)

根据矿井采掘面二氧化碳涌出情况，其值平均为

瓦斯涌出量的三分之登。

(3)按劳动气象条件计算(综采面)

Q^=QKXKtXKhXKl(m3/min)

=330X1.36X2.4X1.1=1185(m3/min)

式中QK=330,采面基本风量(m3/min)

Kt=aXt-b=0.1X26-1.24=1.36,采煤工作面温

度系数

Kh-C«IlxS-l.0x3x0.8-2.4,采煤工作面采高

系数

K1=1.1.采煤工作面走向超长系数

(4)按人数计算

Q采=4XN

=4X60=240(m3/min)

(5)工作面能够供给的最适宜风量

Qg=60LxHx(pxv

=60X6X3X0.75X1.6

=1300m3/min

式中：L—最小控顶距，6m：H—采高，3m：

中一有效断面系数，0=0.75:V-综采工作面最适

宜风速，v=l.6in/s,

(6)按风速进行校验

15XS大WQ采S300XS小

15X20WQ采芭300X18

gP300m3/min^1300m3/min^5400m3/min

根据之上计算，采煤工作面风速符合《规程》中

最大风速和最小风速的规定，则经抽放后采面供风量

Q采取1300(m3/min).

二、通风系统路线

(1)掘进通风：

①二1-21061机巷：

新风：副暗斜井下山t二1-21061机巷车场(局

扇)T工作面。

乏风：工作面T二1-21061机巷T副暗斜井专回

T专用回风上山T南风井T地面。

②二1-21061机巷低抽巷：

新风：副暗斜井下山T二1-21061机巷车场(局

扇)r21060机苍低抽苍r工作面

乏风：低抽巷工作面T低抽巷T二1-21061机巷

低抽巷专回T专用回风上山T南风井T地面。

③二1-21061风巷：

新风：副暗斜井下山T二1-21061风巷车场(局

扇)T工作面

乏风：工作面T二1-21061风巷T二1-21061风

巷专用回风上山T专用回风上山T南风井T地面。

详见掘进期间通风系统示意图。

(2)回采时通风

新风：主、副斜井T主、副石门T主、副暗斜井

T二1-21061机巷T工作面。

乏风：工作面T二1-21061风巷T二1-21061风

巷专用回风巷T专用回风上山T南风井T地面。

详见回采期间通风系统示意图。

掘进期间通风系统示意图

回采期间通风系统示意图

4、供电系统设计

（吉）掘进期间供电设计（见供电设计图）

(二)回采期间供电设计(见供电设计示意图)

5、供水及综合防尘系统设计

(专)供水系统

(1)由地面俩个20Om2的净压水池供水，水池

标高+293m。

(2)采面主要用水点

①机巷需用总水量：

Q1=各转载点喷雾水量+机巷洒水量

=0.6+1.0=1.6m3/h

式中：Q转=n转+喷雾XQ喷=3X0.2=0.6m3/h

机巷洒水量取1.0m3/h

②风巷及采面需用总水量

Q2=架下水幕喷雾置+泵站用水量+采面风巷洒

水量+煤体注水量+采煤机喷雾+输送机冷却水

-5.4+5+3+7.25+18+12-42.65ni3/h

式中：Q架力架乂、架幕=(16+2)X

0.15=5.4m3/h

Q煤注:Q钻+Q注=3+(3+1.3X32X0.03)

=7.25m3/h

Q煤机=(60/1000)XI.2X250=18ra3/h

需用总水量Q=Q1+Q2=16+42.65=44.25m3/h

Q=(Q1+Q2)-K=44.25m3/hx1.2=53.1m3/h

式中：K—水量备用系数取1.2

(3)供水管径

Dp=V4Q/(JiX3600Vp)=V4X53.1/

(3.14X3600X2)=0.0865m=86.5mm

式中：VP—水速，取2Ws

故在风机巷各铺设壹趟中100mm供水管道，掘进

期间壹次铺设到位。

(二)综合防尘系统

(1)防尘水管向风、机巷各排设差超防尘管路，

向俩巷及采面各用水点供水。

(2)采面间隔101n设专架架间水幕，雾化效果

好，割煤时打开。

(3)风巷煤壁向外50m范围内设置俩道净化水

幕，间距10〜30m,机巷设壹道，割煤过程中，净化

水幕打开，雾化效果好，覆盖巷道全断面。

(4)机巷运输机、转载机、皮带运煤各转载点设

喷雾，开机时必须开喷雾。

(5)机、风俩巷班班有专职防尘工洒水灭尘，风

巷超前段每班至少冲尘俩次。

(6)各转载点喷雾齐全，且正常使用，且及时清

除浮煤。

(7)加强个体防护,工作人员必须佩带防尘口罩，

6、排水系统设计

(1)采面涌水量预计及排水系统的配备：

机巷：预计采面正常涌水量50m3小，最大涌水量

采面排水系统的配备：采面排水系统：

IS100-65-250型排水泵3台，专使专备专检修，0

100mm排水管路三趟。

风巷排水系统：风巷预计涌水量10Hh/h。

风巷配备IS100-65-250型排水泵俩台，麦台工

作，宜台备用，d>1OOinm排水管路俩趟。

(2)涌水量计算

参考依据为21040采煤工作面

根据矿地测科对井下消水量进行测量结果显示，该

采煤工作面正常涌水量为采面80m3左右，风巷

10m3/h;所以选定机巷水仓容量为320m3左右，风

巷50mJh,水泵型号为15100-65-250。

(3)防治水措施

①采面使用的供水设施要安装牢固，保证齐全、

完好，严禁损坏管路，造成跑水。

②风、机俩巷有积水的地段要安设水泵及时排水，

保证水深不超标。

③采煤工作面出现煤壁挂汗、空气变冷,发生零

气、顶板渗水量增大，顶板来压等透水顼兆时，严格

执行“有疑必探，先探后哭”的原则。

④若壹旦发生透水事故，要停止作业，立即沿避

灾路线撤出所有人员，且及时向调度室汇报。

⑤其它执行21060工作面专项防治水措施。

排水路线：采面一机巷水仓一-240m水仓一专用

回风下山一立风井一平地

风巷：风巷水仓---240m水仓一专用回风下山一

立风井一平地

7、监测监控系统设计

(壹)瓦斯检测

1、掘进期间

巷道在掘进期间需安设俩个甲烷传感器.报瞥值为

0.6%,断电值为0.8%,夏电值为0.75%,其具体位置

分别位于：

(1)距掘进工作面W5m处；

(2)巷道回风口以里10〜15m处。

报警值为0.6$,断电值为0.8%,复电值0.7处及以下，断电范

国为提进工作面及回风流内所有^本质安全型电气设备。

⑶局部通风机进风口处。只显示数据,报豫但不断电。

2、回采期间

采煤机司机、采面上隅角必须佩戴和悬挂便携式甲

烷监测报警仪.

二1-21061采面回采期间，共需要安设4个甲烷传

感器，其具体位置分别是：

(1)二1・21061风巷里口(距回采工作面10~

15m);

(2)二1-21061风巷外段《风巷回风道以里约10~

15m);

(3)-1-21061采面(距上出口10~15m):

之上3个甲烷传感器，报警值均为0.6$.断电值均

为0.8九复电值均在0.79%及以下，断电范围为采煤

工作面及回风流内所有非本质安全型电气设备。

(4)为防止采面出现事故，造成风流逆转，特在

机巷安设甲烷传感器壹个，二1-21061采面机巷(下

出口以外15〜20m)：报管值均为。.5%,断电值均为

0.5$,复电值均在0.49$及以下，断电范围为采煤工

作面及回风流内所有非本质安全型电气设备。

(二)顶板监测

掘进期间，风机巷每隔30〜50m布设有个顶板离

层观测仪、专个巷道帮顶位移观测站。及时掌握巷道

压力变化、巷道变形情况，以便调整支护参数或合理

确定二次支护时间。

回采期间，采用KBJ-2G04B型液压支架监测系统，

壹次布置五个点，分段检测，在支架的上、下立柱高

压腔用610mm高压管和分机进行连接，收集立柱的瞬

时工作阻力数据。

8、压风自救系统系统设计

(1)压风自救风量和风压要求：

风压不小于0.4MPa,风量不低于

Q=K,K2Z总q=l.2X1.2X15X0.1=2.16m3/min

源

Ki.K2为漏风系数和备用系数

(2)压风自救管选择

压风自救管选用2寸无缝钢管，对破损的压风管

必须更换或进行相应的处理，保证不漏气。

(3)压风自救站设置

掘进期间：每隔50m安装壹组压风自救，个数不

少于5个，最后党组压风自救距工作面迎头25—40%

个数不少于15个，压风自救安装在支护良好且无杂物

处，安奘高度距离巷道底板1.2-1.3m。

回采期间：

①机巷安装变组压风自救，安装位置机巷切眼外

100m处，个数25个。

②风巷在切眼在外25〜40m处安装直组压风自

救，个数20个；在回风口以里5m处安装专组压风自

救，个数5个；在风巷每组绞车处安芸俩个压风自救.

(4)压风管路线路

机巷：

副暗斜井t二厂21061机巷车场t机巷；

风巷：

副暗斜井t二「21061风巷车场t风巷；

(5)压风自救管理

施工单位指定专人对压风管路进行检查，确保管

路不漏气及压风自救完好.且及时移动压风自救，保

证压风自救和掘进工作面;呆持合适的距离，要对气水

分离器进行及时的放水和徘油，保证管路的畅通和风

流的清洁。

9、防灭火系统设计

该采面煤层为不易自燃煤层，但必需采取外因火灾

防治措施。

(1)加强机电设备检修，杜绝电器产生火花，严

禁违章操作机电设备和超负荷运行。

(2)做好采面机电设备运转部分的保养工作，及

时加油，防止摩擦过热而发生火灾。俩巷备用、多余

电缆要盘好。

(3)严禁井下打开矿灯，不得穿化纤衣服下井，

各转载机头、机尾，机电设备旁要配备沙箱、灭火器。

(4)提高煤炭回收率,减少老塘侧的丢煤。

(5)在采面老塘侧应挂挡风帘，以减少向老空区

漏风。

(6)加强检查监测上隅角气样且采取化骏分析，

正常时每天壹次.异常时每天或每班壹次,若发现CH4

超限，必须立即采取有效措施进行处理.且向通风科'

调度室和总工程师汇报。

(7)壹旦发生火灾，应尽量组织直接灭火，且将

情况及时向矿调度汇报，火灾严重时，应由跟班队长,

班(组)长迅速组织人员带上自救器，按避灾路线撤离。

(8)采面结束后，必须尽快构筑永久密闭，时间

不得超过45天。

10、通讯系统设计

1、掘进期间

按照《煤(岩)和瓦斯(二氧化碳)突出防治细

则》及《煤矿安全规程》第213条、第478条之规定，

须安设电话地点：

(1)避难洞室内；

(2)距工作面不超过50m处；

2、回采期间

泵站列车、输送机机头'转载机机头、机尾分别

设置电铃、信号装置。小绞车运输设置声光信号袋置。

工作面刮板输送机安设信号的间距不超过15米。

按照《煤(岩)和瓦斯(二氧化碳)突出防治细

则》及《煤矿安全规程》第213条'第478条之规定，

须安设电话地点：

(1)机巷转载机头；

(2)风巷切眼往外100m处；

(3)机巷外口；

(4)乳化液泵站。

11、采面液压系统设计

(1)泵站开关列车设置在工作面机巷转载机前

20m,不影响机巷正常通风、行人等，泵站列车放置

地点保证支护完好。

(2)乳化液泵站采用NRB200/31.5A-F乳化液

泵配XR-WS2500乳化液箱向采面供液。

(3)乳化液泵站向采面敷设供液管(032mm)、

回液管路(650mm)各壹趟，在采面下端头供、回液

管路分别安设登个三通分别向采面液压支架和乳化液

钻机供'回液。在供、回液管路的采面上、下端头和

采面中间各设置安个截止阀以备检修和急用。

12、采面照明系统设计

按照规程第473条规定，在采面、机巷转载点、

机头碉室设固定照明，其中采面照明灯间距不得大于

15m。灯具选用DGS20/127YB型防爆萤光灯。

第四堂专项设计

第变节防突设计

叠、突出危险性分析

二厂21060采面开采标高-142m〜-192m,根据

矿井突出危险性区域划分，标高-145m以下为突出危

险区域，因此二1-21060采面标高-145m~-192m之

间具有突出危险性。

二、防突管理级别

根据突出危险性分析，在掘进期间，二厂21060

机巷按突出危险进行管理，二「21060风巷按非突出

危险进行管理，但必须采取安全防护措施，二厂21060

采煤工作面在回采期间全部按突出危险进行管理。

三、防突专项设计

(宜)掘进阶段防突设计

1.区域防突设计

(1)低抽巷设计

距二1-21060机巷定板平距30m,距煤层底板

7m处施工壹条机巷低抽巷，设计断面形状为半圆拱

形，顶板支护形式为描喷支护，宽3200mm,高

3000mm,拱高160Omni,增高1400mm,断面8.5mz,

工程量50Omo

在低抽巷内布置钻场对21060机巷施工穿层钻孔

预抽，沿低抽巷下帮每25m布置壹个钻场，钻场为梯

形支护，宽4000m.高3000m,断面12m2。

(2)地质超前探设计

为了防止低抽巷误揭煤层，保证正常施工的安全

预留岩柱，在工作面施工过程中执行边探边掘措施.

探孔的超前距不得小于2m。

(3)水力压裂设计

利用机巷瓦斯低抽巷以走向呈宜排布置，每隔

50m施工壹个穿层钻孔作为高压水力压裂钻孔。压裂

有效半径取25m,其压裂面积为300X50=1500mz。

(4)穿层预抽钻孔设计

抽放钻孔穿过岩层呈扇形布置，且距巷道上帮

8m,下帮5m,钻孔长度最短16.7m(钻场中间孔)，

最长33m(钻场俩边孔).在巷道走向上钻孔终孔间距

为8m,每个钻场布置三排共21个钻孔。

低位钻场抽放钻孔布置俯视图

2.掘进工作面局部防突设计

(1)突出危险性分析及防突管理级别

二1-21060机巷标高为-192m,根据矿井突出危

险性区域划分，标高-145m以下为突出危险区域，二

1-21060机巷虽经低抽卷水力压裂和穿层预抽已消除

突出危险性，但该工作面在施工过程中仍要按照“四

位壹体”防突措施执行。

(2)掘进通风设计

掘进工作面配风量310m3.1min,需选

择KDJNV6.0对旋式风机，功率为2X30KW.选

4)1000风筒，供风量为350〜450m3/min.供风风

机安装在21060机巷车场防突风门外，回风流经机

巷专回进入

总回风，形成独立通风。

(3)地质超前探设计

首先利用瑞利泼进行工作面瓦斯地质超前物探，

前探距离50m,允许进尺30,保留20m物探超前距，

其次在工作面采用超前地质钻探，设计钻孔不少

于3个，必须保证正前投影孔深不小于30m,每执行

壹次超前钻探，允许进尺20m,保留10m超前钻探距。

(4)突出危险性预测

a.预测指标及临界值循定

根据《防突细则》和集团X公司有关规定，突出

危险性测试必须采用俩个或俩个之上测试指标，根据

我矿经验，且结合我矿实际，决定采用钻孔瓦斯涌出

初速度qmax值和钻屑量Snax值俩个指标。

临界值指标：

9max<4.5L/min且Snax<4.8k&/m无突出危险

qmax^4.5l./min或Snax^4.8kg/m有突出危险

b.预测钻孔设计

在工作面布置三个预测孔，中孔距底1.2%正前

0°,孔深8m;左孔距帮0.5m,距底1.8m,偏左25°,

仰角19°,孔深8.8m;右孔距帮0.5m,距底0.7m,

偏右25°,俯角19”,孔深8.8m0俩帮均控制到3m

处。效检钻孔直径42mm.

c.预测操作程序

用手持式风动钻机打钻，钻头中42mm.

(1)瓦斯涌出初速度<|值测定步骤：

①预测孔要布置在工作面煤层的软分层中，钻进

速度控制在InVmin.

②当预测孔深达到3in、5m、7in,9m、10m位

置时，迅速拔出麻花钻杆，用专用封孔器封孔，封孔

后测量室长度为0.5m.封孔胶囊的压力达到0.2MPa„

③在测试管末端连接上q值测定仪，测量1min

钟流过测定仪表的流量，每个位置的测试时间不超过

2min.每翌预测钻孔的最大瓦斯流量值即为该钻孔瓦

斯涌出初速度9max值。

(2)钻屑指标测定步骤：

钻屑量和q值的测定用同堂钻孔进行。钻孔打至

2m、4m、6m、8m410m时，开始用专用口袋接取

每米钻孔所排出的钻屑，且用弹簧秤称出每米钻孔钻

屑的重量，即钻屑量。每金钻孔沿孔长最大钻屑量即

为该的孔最大钻屑量S

(3)突出危险性判定

只有俩项效检指标均小于其临界值且连续俩次预

测为无突出危险时，工作面可判定为无突出危险工作

面，在采取安全防护措施下方可施工。当有突出危险

时，采取防突措施。

(5)防突措施

,防突措施选