煤矿工作面设计说明书

1、XX工作面设计目 录第一章 工作面概况1第一节 开采范围1第二节 煤层赋存状况1第三节 煤层顶底板岩性2第四节 地质构造2第五节 水文地质2第六节 瓦斯、煤尘、自燃特征3第七节 储量3第八节 生产能力及服务年限3第二章 回采工艺、支护设计、设备选型5第一节 回采工艺5第二节 支护设计5第三节 设备选型7第三章 工作面巷道布置、断面和支护设计12第一节 巷道布置12第二节 工作面巷道布置基本参数设计12第三节 巷道布置参数说明13第四节 巷道轨道线路设计14第五节 巷道断面设计15第六节 巷道支护设计18第四章 通风系统设计25第五章 瓦斯治理设计28第六章 安全监控系统设计29第七章 防尘、防

2、灭火系统设计32第一节 防尘系统设计32第二节 防灭火系统设计33第八章 生产系统37第九章 供电系统设计39第一节 工作面设备负荷统计39第二节 供电概况39第三节 变压器容量选择40第四节 高压电缆选择41第五节 低压电缆选择45第六节 移变容量校验46第七节 低压电缆校验46第八节 开关选型及整定47第九节 保护接地要求53第十节 工作面电缆配备表54第十章 防治水设计55第一节 工作面概况55第二节 地质构造55第三节 水文地质特征56第四节 工作面涌水量预算56第五节 排水系统设计及防治水措施56第十一章 避灾路线60第十二章 安全技术措施61第一节 工作面防灭火措施61第二节 防顶

3、板事故措施62第三节 防尘措施63第四节 机电运输安全措施64第五节 机电管理措施6465第一章 工作面概况第一节 开采范围XX工作面位于井田22盘区，切眼靠近22盘区地面三维地震勘探（依据2015年1月由陕西省煤田地质局物探测量队提交的22盘区补充勘探三维地震报告）圈定的22盘区煤层沉积缺失带边界；工作面机、风两巷均为未开采区域，高位巷布置在XX风巷内错13m。工作面机风两巷设计留设顶煤8-10m，高位巷原则上跟煤层顶板施工；工作面停采线设计留设至北翼辅运大巷100m保护煤柱线位置。工作面起止标高680800m，工作面平均倾向宽175，设计走向长1435m（切眼至设计停采线；此处切眼位置暂定

4、全煤厚4m位置处，后期可依据煤质、构造等情况再综合评定切眼位置）；本工作面周边均为未开采区域。井上下对照：地面主要为山地、沟壑、陡坡等地貌，地面标高约1254.4-1382.2m；树木茂密，草本、灌木植被较为发育；有一条水系从切眼附近穿过，有一条生产路及大路在工作面中部。工作面机巷中部外侧80m-250m范围内有约16间民房、窑洞等建筑物，工作面回采前需完成地面搬迁工作。地面钻孔：该区域有2个勘探钻孔K1-4、X3-4位于工作面内，风巷外侧50m处有1个K2-7勘探钻孔；工作面回采前计划施工工作面“两带”水文长观孔2-4个，目前前期勘探钻孔对掘进工作无影响。第二节 煤层赋存状况3煤: 黑色，沥

5、青光泽，参差状，贝壳状断口，条带状结构，煤芯多为煤块，以半暗型煤为主；依据周边巷道实际揭露煤层厚度及K1-4（10.53m）、X3-4（13m）、K2-7（煤厚为20.55m，位于面外，本次不参与计算）钻孔分析，最大煤厚为16.6m（利用北翼辅运大巷BF22点前40处探煤厚18.7m与X3-4钻孔内插收作线附近煤厚），最小煤厚4m（预计切眼停掘位置处煤厚），平均煤厚M=11m。受背、向斜构造影响，煤层产状变化较大，倾向在69°250°330°之间，工作面风巷倾角111°，机巷倾角114°；平均为7°左右。煤厚变异系数=7.6%, 可采

6、性指数km =1，煤层综合评定为稳定煤层。第三节 煤层顶底板岩性老顶：粗粒砂岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色矿物，次棱角状，局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结核；岩性较为稳定，平均厚度6.7m。底板：直接底板为炭质泥岩：黑色，染手，易碎，含炭屑及镜煤条带；老底为泥岩及铝质泥岩：灰褐色，团块状，含铝土质及植物根系化石，其下为灰褐色铝质泥岩，层面光滑，有滑感，局部夹浅灰色细砂岩条带。第四节 地质构造工作面总体受花园阳坡向斜控制，处于向斜西翼，依据22盘区补充勘探三维地震勘探报告资料分析，受背、向斜构造影响，煤层产状变化较大，倾向在69°250°330°

7、;之间，工作面风巷倾角111°，机巷倾角114°；平均为7°左右。工作面内有一个B1背斜和一个X1向斜贯穿，褶曲附近次生构造较为发育，局部煤层可能会出现不连续性，掘进期间需加强巷道内顶底煤厚度探查。第五节 水文地质本工作面掘进期间水文地质条件较为简单，工作面直接充水水源为上覆延安组煤层顶板砂岩裂隙水。1、类比周边已掘巷道涌水量情况，预计顶板砂岩裂隙水正常涌水量约3-5m³h。靠近工作面里段因整体煤层变薄，锚索锚固段将进入顶板岩石中，锚索孔可能会出现大面积淋水。2、位于工作面内的K1-4、X3-4勘探钻孔，分别距离机巷最小距离55m、距离机巷最小距离63m

8、；根据北湾-太阳寺井田勘探地质报告资料分析，该孔封孔质量合格；掘进期间仍需关注其是否有水文异常。第六节 瓦斯、煤尘、自燃特征根据K2-7钻孔瓦斯煤样试验成果资料，3煤层自燃瓦斯成分指标为：CH4为15.43%、CO2为3.52%、N2为81.05% ，3煤瓦斯含量为0.9(ml/g).daf。依据X3-4钻孔3煤层测试数据分析类易自燃煤层，有爆炸性。第七节 储量1、储量边界的确定：西以工作面切眼，南以工作面机巷为边界，北以工作面风巷为边界，东以工作面预计停采线为边界。2、储量块段平面积：S总=251069m 2 3、煤层平均厚度：M=11m4、煤层平均倾角：=7°5、煤层容重：d=1

9、.41t/m³（据K5-3钻孔资料）6、地质储量：Q地质= S总/cosa×d×M =392.33万吨7、可采储量：Q可采= Q地质×85333.48万吨块段级别平面积（m2）倾角（°）容重（t/m³）斜面积（m2）煤厚m地质储量( t )回采率(%)可采储量( t )XXA25106971.41252955113923324853334825第八节 生产能力及服务年限XX工作面地质构造简单，煤层赋存稳定，生产条件较好，为充分发挥机械化效能，设计采用综采放顶煤回采工艺，工作面设计生产能力为404万t/a。 每循环产量：Q=lsmrc/

10、循环其中：l-工作面长度（175m） s-截深（0.8m） m-平均可采煤厚（11m） r-煤容重(1.38t/m³)c-工作面回采率(0.8)Q=175×0.8×11×1.38×0.8=1700.16 年生产能力: A=QNDR其中: N-日循环次数(8次) D-年工作日(330天) R-正规循环率(0.9)A=1700.16×8×330×0.9=404万t服务年限：T=(Z/A)×12其 中: Z-可采储量(333万t)T=（333/404）×12=10(月)第二章 回采工艺、支护设计、设备

11、选型第一节 回采工艺XX工作面所在的3煤层为22盘区可采煤层，煤厚4m16.6m，平均11m，属厚特厚煤层，以特厚煤层为主。煤层结构简单。XX工作面所在的3煤层顶板分为伪顶、直接顶、老顶三种。老顶为粗粒砂岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色矿物，次棱角状，局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结核；岩性较为稳定，平均厚度6.7m。针对XX工作面所在的煤层及顶板状况，本着高产高效的原则，依据目前的开采技术条件以及现有综采放顶煤技术和管理水平，选择综采放顶煤工艺。第二节 支护设计一、依据参考工作面初选支架XX综采工作面主要设备选型： 液压支架：ZF16000/21/38 二、支架支护强度计

12、算（一）载荷估算方法估算支架工作阻力1、按冒落带高度计算Hi=M/(Kp-1)=36mHi冒落带高度（m）M最大采高（m），取9 Kp ：岩层冒落碎胀系数，一般取1.251.5，取1.252、根据冒落带高度进行支护强度估算P= K×Hi ××cos×10-3 =1.5×36×25×103 ×cos15°×10-3 =1303 KN/P ：支护强度，KN/ ：冒落带岩层加权平均容重（N/ m³），取25×103：煤层倾角（°），取15 K: 老顶来压增载系数，取1.5

13、（二）根据实测统计法1、I级老顶的额定支护强度下限按公式计算Ph=72.3 hm+4.5 Lp+78.9Bc -10.24N-62.1=896 KN/；式中：Ph支护强度，KN/hm工作面煤层采高（m），取8Lp老顶周压步距（m），取25；按矿大分析结论数据选取Bc最大控顶距（m），取最大6.38N直接顶厚度与采高之比；直接顶厚度取6.23，采高取最大8根据以上支护参数计算，工作面支护强度取1238 KN/。2、液压支架额定阻力已知支护强度，则必需的液压支架额定阻力按下式计算:QsPhBCSC/KS1238×6.38×1.7514559kN/架式中：Qs液压支架额定阻力（k

14、N/架） SC液压支架中心距（m），取1.5（三）支架选择液压支架ZF16000/21/38支护强度为约1.59MPa，支撑高度为2.13.8m，初撑力为12824 kN，工作阻力为 16000 kN，满足回采要求。第三节 设备选型根据3煤地质情况，设备选型如下：1、支架XX工作面所在的3煤层为22盘区可采煤层，煤厚4m16.6m，平均11m，属厚特厚煤层，以特厚煤层为主。结合煤层及顶、底板条件，设计支架高度为2.13.8m。液压支架选用ZF16000/21/38，支护强度为约1.59Mpa，支撑高度为2.13.8m，初撑力为12824 kN，工作阻力为 16000 kN，满足回采要求。该支架

15、基本技术参数为：型 号： ZF16000/21/38初 撑 力： 12824kN（P=31.5MPa）工作阻力： 16000kN（P=39.3MPa）支护强度： 1.59MPa宽 度： 1.66 1.86m中 心 距： 1750mm底板比压： 3.45MPa(平均)支撑高度： 21003800mm 适应煤层倾角： 15°（包括走向、倾向）工作面额定供液压力： 37.5MPa操纵方式： 手动本架控制拉移步距： 900mm立 柱： 双伸缩支架重量： 42.6吨2、采煤机3煤层为稳定煤层，煤厚1.1525.91m ，平均14.09m。一般1018m，以单一煤层为主，结构简单，顶底板以泥岩、

16、砂质泥岩为主，少数顶板为砂岩。煤岩坚硬程度多为松软级。工作面采煤机选用MG650/1480-WD型采煤机，其主要技术参数为：采高范围： 24004600mm机面高度： 1654mm适应煤层倾角： 15°滚筒直径 2400mm过煤高度： 696mm最大下切深度： 550mm煤质硬度： 硬或中硬供电电压： 3300V供电频率： 50Hz总装机功率： 1510KW（2*650KW+2*90 KW +30 KW）滚筒截深： 800mm滚筒转速： 29.76r.p.m牵引力： 900520KN牵引速度： 010.317.1m/min整机重量： 约90t牵引型式: 交流变频调速，齿轮销轨，无链牵

17、引配有内外喷雾灭尘装置。3、工作面运输机 选择工作面运输机的长度应大于工作面实际长度，运输机的运输能力不得小于采煤机的最大生产能力。工作面前、后均选用SGZ1000/1710型整体铸焊封底式溜槽刮板运输机，其主要技术参数为：型 号： SGZ1000/1710设计长度： 175m电机功率： 855KW×2电动机电压： 3300V输送能力： 2200t/h刮板链速度： 1.4m/s刮板链形式： 中双链 圆环链规格： 48×152mm（紧凑链）中部槽规格： （长×内宽×高）1750×1000×360mm卸载方式： 端卸紧链方式： 液压紧链4

18、、转载机选用SZZ1200/525型桥式刮板转载机，其主要技术参数为：设计长度： 67m输送能力： 3000t/h供电电压： 3300v 电机功率： 525kW 刮板链速度： 1.69m/s 刮板链形式： 中双链 圆环链规格： 38×137mm（紧凑链）紧链装置： 液压紧链刮板链破断负荷 1820KN5、破碎机工作面破碎设备选用PLM4000轮式破碎机，其主要技术参数为：型 号： PLM4000破碎能力： 400t/h最大输入块度： 1200*1200mm排出粒度： 300mm以下锤头数： 16电机功率： 400KW电压： 3300V6、机巷运输机主要技术参数为: 选用一部SSJ-1

19、400/3×500型可伸缩皮带输送机。型 号： SSJ-1400/3×500输送能力： 3000t/h输送距离： 1550m 胶带宽度： 1400mm带 速： 4m/s 主电机电压： 10000V主电机功率： 3×500KW储带长度： 100m自移机尾： DY1400型自移式机尾（最大的自移行程2900mm）7、乳化泵型 号： BRW400/37.5电机功率： 250KW电 压： 1140V额定压力： 37.5Mpa公称流量： 1200L/min单泵的额定流量： 400L/min泵箱总容量： 3500L数 量： 3泵2箱8、喷雾泵站型 号： BPW500/10k

20、电机功率： 125KW电 压： 1140V额定压力： 16Mpa额定流量： 500L/min。9、移动变电站选用2台KBSGZY-4000/6， 1台KBSGZY-1000/6移动变电站。 工作面设备配置明细表名 称型 号数 量备 注中间架ZF16000/21/38架93过渡架ZFG16000/21/38架7端头支架ZFT38000/25/38架1机巷超前架ZQL2*6000/13/44组3风巷超前架ZQL2*6000/13/44组3运输机SGZ1000/1710/2×855台2采煤机MG650/1480-WD台1转载机SZZ1200/525台1破碎机PLM4000台1乳化泵BRW4

21、00/37.5部3喷雾泵BPW500/10K 部2移动变压器KBSGZY-4000/6台2KBSGZY-1000/6台1真空组合开关KBZ800/3300台1KBZ800/3300台1KBZ800/3300台1通信控制装置KTC101集控套1可伸缩皮带输送机SSJ-1400/3*500套1无极绳绞车SQ-160KW 套2第三章 工作面巷道布置、断面和支护设计第一节 巷道布置一、基本巷道布置方式XX工作面设计为三巷布置方式,即机巷、风巷、措施巷，主要用于行人、运输、排水、进回风。XX机巷与北翼皮带大巷相连接，机巷皮带直接搭接在北翼皮带大巷皮带，形成主运系统，通过XX机巷运输联络巷与北翼辅运大巷铺

22、设轨道相接，形成辅运系统。XX风巷与北翼回风大巷相连接，形成回风系统，通过XX风巷运输联络巷与北翼辅运大巷铺设轨道相接，形成辅运系统。二、其他辅助巷道XX措施巷与XX风巷内错12.9m，布置在3煤层上部，煤层顶板即是巷道顶板。第二节 工作面巷道布置基本参数设计一、工作面推进方向与推进长度设计（一）推进方向1、推进方向设计依据XX工作面采用单一走向长壁开采，根据煤层赋存情况，工作面回采期间为俯采。2、推进方向说明XX机巷方位：N69°，风巷方位：N69°。（二）推进长度与切眼位置机巷推进长度378m（平距），风巷推进长度378m（平距）；切眼的位置：切眼中距中央辅运大巷561

23、m,与机巷夹角92°，方位N30°，回采上限标高665m,下限标高756m，最大高差91m。二、机巷与风巷布置机、风巷的位置：一般情况下，为使工作面等长回采，机、风巷平行布置。机巷拔门点标高：684.2m，方位：N159°，自北翼皮带大巷拔门向前施工；风巷拔门点标高：666.0m，方位：N159°，自北翼回风大巷拔门向前施工。三、工作面（切眼）长度确定1、煤层赋存条件：煤层赋存稳定，煤层倾角为114°，平均7°，属于近水平煤层。煤层结构简单。 煤层顶板以粗粒砂岩为主，底板以灰黑色炭质泥岩为主；煤层硬度f=1.0；2、开采技术条件：该面

24、采取“三巷布置方式”，该面排水按自流；瓦斯含量较大；3、根据已开采工作面厚煤层的安全、生产、技术管理经验，综采放顶煤工作面长度设计不宜过长；4、按照综采工作面等长布置的原则故设计切眼长度为175m。第三节 巷道布置参数说明序号巷道名称开窝点坐标巷道施工方位（°）巷道设计坡度（°）巷道设计平距（m）巷道施工层位岩性备注1机巷X=3860637.089y=36483793.908N159°留设7.58.5m顶煤1582煤2风巷X=3860836.927y=36483814.739N159°留设7.58.5m顶煤1673煤3措施巷X=3860770.143y=

25、36483689.619N159°跟顶煤1535煤措施巷巷道中线与风巷回采帮部间距为15m第四节 巷道轨道线路设计一、设计依据按巷道断面布置及巷道各类辅助运输要求进行设计。二、轨道线路设计参数轨型：30Kg/m。轨距：900 mm。 道岔型号： ZDK-930/4/15轨枕规格：1500×200×150 mm轨枕间距：800mm。三、轨道线路设计主要技术要求轨道线路设计的主要技术要求1、轨道铺设要求1）斜巷轨道的轨距误差超过52mm，平巷的轨距误差102mm。2）斜巷轨道接头间隙5 mm，高低的左右偏差2 mm；接头水平间隙10 mm，高低左右偏差5 mm。3）两

26、根轨道水平误差10mm。4）轨道接头必须使用合格的道夹板和4颗螺栓固定，接头与轨枕的布置采用悬接式。5）轨枕间距1000mm，与道轨垂直，轨枕规格质量符合规定，不准有浮枕。6）托滚要齐全，灵敏可靠。托滚间距一般为1520 m，以轨枕、道档无明显磨痕为准；巷道内变坡点应在变坡处增加托滚。2、道岔均要使用标准扳道器，严禁使用非标准道岔。3、巷道内平面弯道半径及竖曲线半径等要满足支架运输要求。4、斜巷“一坡三挡”齐全，符合规定要求。第五节 巷道断面设计一、机巷断面设计（一）按工作面进风量计算 计算巷道断面S按下式计算： S=Q/（v×60）=2000/（2.5×60） S=13.

27、33 Q：工作面需风量（m³/min），取2000 V： 机巷风速（m/s），取2.53.0（二）按机巷设备布置计算1、计算机巷宽度Bjs按下式计算 Bjs=Bs+Bp+Bj+Bx =5500mm Bs:机巷胶带输送机与上帮间隙（mm），取600 Bp:机巷胶带输送机外形宽度（mm），取1900 Bj:轨道中心线与皮带机的间距（mm），取1350 Bx:轨道中心线与下帮（含水沟）的间隙（mm），取1650 2、计算机巷高度Hjs按下式计算 Hjs=Hs+Hq+Hc+Hg+Hj=3550 mm Hs:机巷最高设备的高度（mm），取2600 Hq:机巷起伏对巷高选取的影响值（mm），取2

28、00Hc:平板车距底板的高度（mm），取400Hg:枕木和轨道的高度（mm），取150Hj:设备最高点与顶板的间距（mm），取200（三）机巷断面的优化确定1、根据以上计算确定机巷宽度（B）5500mm，高度（H）3700mm2、根据上述计算的B、H值，计算机巷断面积S=20.4，SS。 以上机巷的宽度、高度是可以满足生产的需要。二、风巷断面设计（一）按工作面回风量计算计算巷道断面S按下式计算： S=Q/（v×60）=2000/(2.5×60) S=13.33 Q：工作面需风量（m³/min），取2000 v: 风巷风速（m/s），取2.53.0（二）根据设备运输

29、需要计算Bjs=5000mm Hjs=3550mm1、根据以上计算确定风巷宽度（B）5000mm，高度（H）3700mm2、根据上述计算的B、H值，计算风巷断面积S=18.5，SS。 所以以上风巷的宽度、高度是可以满足生产的需要。三、切眼断面设计（一）按设备安装要求计算1、切眼宽度 Bq=Bd+Bqj=8500+500 =9000mmBd:为支架最小运输高度时的平面对角线长度，8500mm；Bqj:为支架最小运输高度时的平面对角线外缘与煤壁及采空区的两侧间隙之和，取500mm。2、切眼高度 Hq=Hg+Hp+Hz+Hj=300+400+2500+300 =3450mm Hg: 切眼安装用枕木和

30、轨道的高度（mm），取150Hp: 切眼安装用平板车高度（mm），取400 Hz：综采液压支架的最小运输高度（mm），取2600 Hj：综采液压支架装平板车后，支架顶梁上平面距顶板支护体下缘突出面（点）的间隙（mm），取300 （二）按切眼变形计算B=Bjs+Bb=8500+200=8700mmH=Hjs+Hb=2600+100=2700mm （三）切眼断面确定21306工作面切眼设计：矩形断面考虑安装间隙及支架就位，根据以上数据，最后确定：切眼Bq:净高3.50m，Hq:净宽9.0m净断面积S=31.5；净断面积SS，可以满足支架的安装要求。五、设计巷道断面参数一览表序号巷道名称断面形状断面

31、规格（净高×净宽）掘进断面积（）净断面积（）备注1机巷矩形3.7×5.521.020.42风巷矩形3.7×5.019.218.54切眼矩形3.5×9.032.331.5第六节 巷道支护设计一、巷道支护形式设计（一）设计巷道支护条件说明1、巷道的围岩条件顶板类型划分方案可划分为伪顶、直接顶、老顶三种。老顶：粗粒砂岩为主，灰白色，粗粒砂状结构，成分为石英、长石及暗色矿物，次棱角状，局部夹紫色泥岩薄层，富含黄铁矿结核；岩性较为稳定，平均厚度6.7m。直接顶：砂泥岩呈互层状产出，属稳定性较差的岩体，厚度5m左右。伪顶：XX工作面3#煤伪顶厚度薄，稳定性差，厚度0

32、1m，平均厚0.5m。随着煤层开采冒落，属不稳定岩体。煤层底板：底板：直接底板为炭质泥岩：黑色，染手，易碎，含炭屑及镜煤条带；老底为泥岩及铝质泥岩：灰褐色，团块状，含铝土质及植物根系化石，其下为灰褐色铝质泥岩，层面光滑，有滑感，局部夹浅灰色细砂岩条带。工作面主要充水因素是顶板含水砂岩，顶板可能有淋水。2、巷道的空间与时间条件XX工作面为21306的接替工作面，预计XX工作面于2016年7月份回采。3、巷道功能与断面条件XX机巷作为进架主路线，其宽度和高度比较大；机巷为机轨合一巷，不仅需布置皮带机，机巷还需要布置轨道、设备列车；综采面切眼导峒和刷大部分宽度为9.0m左右；以上说明，如满足综采工作

33、面生产需要，各个巷道的设计不能小，而断面大，将增加支护的难度。（二）巷道支护方式设计1、根据巷道支护条件设计为满足综采工作面生产需要，需加大巷道的支护强度，避免二次修复，造成人力和物力的浪费。2、采用工程类比法设计根据地质资料分析，22302工作面煤层顶板属于类，22302工作面两巷皆采用锚梁网索支护，经过验证，该支护能满足生产需要，根据工程设计类比法，设计XX工作面机、风巷均采用锚梁网索支护。切眼宽度9.0m左右，跨度大，根据已回采的工作面切眼支护经验，采用复合支护能够满足装面要求。（三）设计巷道形状的确定XX机巷、风巷均为煤巷，断面为矩形。二、巷道支护参数设计（一）煤巷支护参数设计1、锚杆

34、支护设计（1）锚杆长度顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中：L1锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，取0.10m；L3锚入岩（煤）层内深度，取0.5m。L2锚杆的有效长度，（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）m；顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，L2=b=式中B巷道掘进宽度，5.1m；H巷道掘进高度，4.05m； 顶板岩石普氏系数，2； 两帮围岩的似内摩擦角，=带入数值，得到L2=b=1.75m；帮锚杆取帮破碎深度c，L2=带入数值，得到L2=c=0.96m。顶锚杆长度：LL1+L2+L3=0.10+1.75+

35、0.50=2.35帮锚杆长度：LL1+L2+L3=0.10+0.96+0.50=1.56结合我矿实际情况，为安全施工，取锚杆长度L=2.40m。（2）锚杆直径锚杆采用20MnSi级建筑用螺纹钢系列，锚杆的直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即式中，d锚杆杆体直径，mmQ锚固力，由拉拔实验及查表一确定为114KN。（表一）20MnSi螺纹钢锚杆锚尾强化效果及承载能力螺纹钢筋名义直径锚尾螺纹屈服载荷/KN极限载荷/KN延伸率/%断裂部位18不处理强化热处理M16M1653.792.08713713.820.0锚尾杆体20不强化强化热处理M18M1865.9114.010217116.421.

36、3锚尾杆体22不强化强化热处理M20M2083.0141.513621616.623.3锚尾杆体杆体材料的抗拉强度，查表二知为340Mpa，（表二）20MnSi级建筑用螺纹钢系列公称直径/mm外径/mm内径/mm截面/m屈服强度/Mpa极限强度/Mpa线质量/kg·m-11617.515201.13405201.58182017254.52.00202219314.22.47222421380.12.98252724490.9常用的锚杆直径规格为14、 16 、18、 20 、22mm；结合我矿实际情况：取锚杆直径为d=22mm。顶锚杆间、排距 式中锚杆间、排距，m； 锚杆设计锚固力

37、，50kN/根； k安全系数，取2；L2有效长度，顶锚杆取b=1.75 m；岩体容重，顺槽内为全煤巷道，取煤的容重13.7 kN/m³带入数值，得=1.02m结合我矿实际情况，安全起见，顺槽煤巷, 取0.8 m<1. 02 m满足要求，排距L0=0.8m。2、锚索支护设计（1）锚索直径首先确定采用七根钢绞线，直径为17.8mm的锚索。锚索设计承载力：钢绞线直径为17.8mm时320kN。锚索设计破断力：钢绞线直径为17.8mm时355kN。（2）锚索长度式中锚索总长度，m；锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m； 其中：安全系数，2；锚索直径,17.8mm；锚索抗拉强度，1427.

38、31N/2； 锚索与锚固剂的粘合强度，10N/2；带入数值，得 =1.27m；需要悬吊的不稳定岩层厚度，5.3m；托板及锚具的厚度，0.1 m；外露张拉长度，0.2m；带入数值,得=6.87结合我矿实际情况，安全起见，取锚索长度L=7.3m。（3）锚索间、排距按悬吊理论： LnF2/BH-（2F1sin）/L1式中 L-锚索排距，m； B-巷道最大冒落宽度，5m； H-巷道最大冒落高度，2.2m（最大取锚杆长度）； -岩体容重，20.155kN/m³（包括顶煤+直接顶）；L1-锚杆排距, 0.8m； F1-锚杆锚固力, 50kN； F2-锚索极限承载力, 360kN；-角锚杆与巷道顶

39、板的夹角,60°；n-锚索排数,取1。带入数值，得L=3.17m。结合我矿实际情况，安全起见，取锚索排距为L=1.6m。3、药卷锚杆采用一支K2350+一支Z2350树脂锚固剂进行端头锚固，锚索采用两支K2350+两支Z2350树脂锚固剂进行端头锚固。4、金属网煤巷采用10号镀锌铁丝网，规格为1000mm×14000mm，网格为60mm×60mm；全断面敷挂，金属网与金属网之间搭接长度为100mm，每隔100mm用14#铁丝联网一道。搭接部分应尽量用钢带压实。5、钢带顶部锚杆配合W钢带（长×宽×厚=5000×180×5）使用

40、，帮部锚杆配合平钢带（长×宽×厚=3400×100×5）使用，锚索配合W钢带（长×宽×厚=3400×180×5）使用，W钢带及平钢带均垂直巷道走向安设。（二）煤巷支护检测为了检验支护的施工质量，验证支护效果，科学的评价支护参数的合理性，反映锚杆锚索在围岩中的受力状况和煤岩的变化信息，建立了检测系统，每隔50m安设一个顶板离层指示仪，在掘进过程中每周检测一次。（三）支护参数要求顶板锚杆锚固力不小于80kN，帮部锚杆锚固力不小于50kN，螺母的扭矩力不小于250N·m；锚索预紧力不小于120kN(34MPa)

41、。若遇断层、破碎带等地质条件异常情况下，本设计不能满足安全生产需要，生产技术部应根据地质条件，确定新支护方式，满足安全生产需要，并以业务联系单形式下发施工单位。三、复合支护巷道参数设计XX工作面切眼断面较大，跨度为9.0m左右，故采用复合支护。切眼采用“锚网梁索单体液压支柱套棚”支护。 (1）单体支护：切眼刷大时采用DW40-250/110XL(G)单体支护，单体初撑力不小于50kN，滞后迎头不超过3排，柱距1000mm，误差±50mm，单体之间要用防倒绳连接，配合工字钢顶梁，L=4000，一梁四柱。(2）切眼施工顺序：施工导硐切眼刷大四、设计巷道支护参数一览表序号巷道名称巷道形状支

42、护形式支护参数（mm）支护材料规格（mm）备注1风巷矩形锚梁网索支护见附图锚杆：22×2400锚索：17.8×7300钢绞线钢带：M4型12#铁丝网2机巷矩形锚梁网索支护见附图锚杆：22×2400锚索：17.8×7300钢绞线钢带：M4型12#铁丝网3切眼矩形复合支护见附图锚杆： 22×2400锚索：17.8×7300钢绞线钢带：M4型12#铁丝网单体：DW40-250/110XL(G)工字钢顶梁：L=4000第四章 通风系统设计一、工作面通风方式、路线1）通风方式：XX工作面通风方式采用“U”型通风。2）工作面通风路线：新鲜风：副井

43、辅运大巷北翼辅运大巷XX机联巷XX机巷XX工作面 副井皮带大巷北翼皮带大巷XX机巷XX工作面 乏 风：XX风巷北翼回风大巷回风大巷风井地面二、工作面回采所需风量计算：工作面煤层不考虑掘进期间风排瓦斯量，煤层瓦斯含量为5.54 m³/t； q = K1·K2·K3·m (X-XC) /式中：q 煤层瓦斯涌出量 m³/t；K1 围岩、临近层瓦斯涌出系数；K2 工作面丢煤瓦斯涌出系数；K3 准备巷道预排瓦斯对开采煤体瓦斯涌出影响系数；L工作面长度，m；h掘进巷道预排等值宽度;m 煤层厚度； 工作面采高；X 煤层剩余瓦斯含量；Xc 煤的残余瓦斯含量；q

44、 = K1·K2·K3·m (X-XC) /M =1.2×1.1×0.78×10（5.54-2.73）/10=2.89 m³/t。 XX工作面风量计算瓦斯绝对涌出量进行计算，包括本煤层和临近层瓦斯涌出量。1、按瓦斯涌出量计算根据工作面设计日产量为10600t/d计算，回采时瓦斯绝对涌出量为：qCH4=10600×2.89÷1440=21.27 m³/min；Q采=100×K×q×（1A）/c =100×1.2×21.27×0.5/0.8

45、=1595m³/minK：工作面瓦斯涌出通风不均衡系数 A：最小抽放率;c：回风流瓦斯浓度;q：瓦斯绝对涌出量；2、按工作面温度选择合适的风速计算Q=60VS=60×1.5×20=1800 m³/minV：根据温度所具备的风速；S：工作面平均断面；3、按人数计算Q=4N=4×80=320 m³/minN：工作面最多人数根据以上计算取最大值,工作面风量暂定为1800m³/min4、风速校验最高风速：V1=Q÷S1÷60最低风速：V2=Q÷S2÷60风速验算：0.25 m/sV2V14m/

46、s由此可见，风速符合规程规定。本工作面设计风量不得低于定为1800m³/min。第五章 瓦斯治理设计根据煤层赋存条件、瓦斯涌出情况和工作面巷道布置形式。根据测算XX工作面瓦斯绝对涌出量约为21.27m³/min，采用顶板高抽巷抽放方法。（1）顶板高抽巷抽放工作面回采期间，在XX高抽巷布置一趟500mm抽放管路，抽放采空区冒落带、裂隙带瓦斯。（1）顶板高抽巷层位的选择 XX高抽巷布置在XX风巷内错12.9m顶板处，利用回采期间的冒落直接抽放采空区；抽放管道管径、材质规格抽放瓦斯管道管径采用如下公式计算：D=0.1457（Q/V）1/2式中：D瓦斯管内径，m；Q混合瓦斯流量，m

47、³/min；V瓦斯在管内的经济流速，m/s；一般10V15m/s。根据XX高抽巷抽放浓度10%，抽放率不小于50%，计算预抽流量不小于106m³/min，则：D1=0.1457（106/13）1/2 =0.416 m根据计算xx工作面抽放管路选择¢500mm规格的瓦斯抽放管路。管路敷设及路线抽放采空区顶板高抽巷瓦斯选用¢500 mm的抽放。敷设路管路线：XX高抽巷XX风巷北翼回风大巷回风大巷。第六章 安全监控系统设计一、瓦斯监控分站及传感器型号、数量分站：型号KJ90-F16（D），数量1台。瓦斯传感器：型号KG9001C，数量：3台。二、瓦斯传感器安装

48、。T0：安设在上隅角距老塘和风巷巷帮均不小于800mm，距巷帮不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。T1：安设在工作面回风侧距离工作面10m范围内，安设在距巷帮不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。T2：安设在距离XX风巷与措施巷三岔门向里1015m范围内，安设位置距巷帮不小于200mm，距顶板不大于300mm，并挂牌管理。三、采煤工作面瓦斯传感器设置：报警浓度 断电浓度 复电浓度T0:1.0%, 1.0%， 1.0%；T1:1.0%, 1.0%， 1.0%；T2:0.8%, 0.8%， 0.8%；断电范围：T0采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。T

49、1采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。T2采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。四、其它传感器安设抽采管路上设置一组用于监控流量、浓度、负压、温度、一氧化碳的传感器。在工作上隅角及回风流10m-15m位置安设CO传感器，报警值设置24ppm。在工作面回风流10m-15m位置安设温度传感器，报警值设置30。五、安装要求：1、安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。2、传感器分站应设在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷中，安设时应加垫支架或吊挂在巷道中使其距巷道底板不小于300mm。3、安装、拆除监控设备或检修与监控设

50、备相关连的电气设备影响监控设备运行时，必须制定安全措施。六、传感器的管理若工作面需要放炮，则在放炮时监控设备均要移至距迎头警戒线以外，炮后及时复位。监测队每周对瓦斯监控分站调校一次，每隔7日必须使用标准气样和空气样进行一次调校，且必须对甲烷断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试，保证功能可靠。瓦斯检查员每班用光学机对瓦斯传感器经常核对，当二者显示值误差超过0.1%时，要以大值为准并汇报至通风调度，并采取安全措施，监测队必须在8h内将两种仪器调准，并填写故障记录。当安全监控设备出现损坏或其它故障导致不能正常运行时，监测队必须及时进行处理，在4h内恢复设备正常运行。回采工作面必须装备断电器，在瓦斯超限

51、等异常情况下能够及时切断工作面所有电气设备的电源。回采工作面必须安设好瓦斯电闭锁系统，在回采工作面中安装好瓦斯传感器，监控中心设置好各传感器的控制关系。当瓦斯传感器探测到瓦斯超过规定限度时，能够自动停掉动力电源，并只有在瓦斯降低到规定限度（参照回采工作面传感器的管理）以下时方可恢复送电，且只准人工复电。回采工作面监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光电缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。另外电缆的敷设、连接方式，必须符合规程有关规定。第七章 防尘、防灭火系统设计第一节 防尘系统设计1、供水系统（1）工作面配备静压洒水管路，水源从地面污水处理站经回风立井井筒进入回风大巷，用管路接入每条巷道。井筒和回风大巷主供水管路DN159，干管路DN108，喷雾用水DN50。洒水管路按规定每隔100m设置一个三通阀门(皮带顺槽洒水管每隔50m设一个三通)。（2）供水施救系统用水从工业地面生活水管网接出，由高位水池供水，经回风立井井筒进入回风大巷，用DN159管路接入每条顺槽巷。应急供水管路按规定每隔200m设置一个三通阀门，在紧急情况