采煤工作面设计课件

采煤工作面设计课件二、设计原则（一）突出区域采煤工作面设计必须满足《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1026-2006）、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1027-2006），严禁留有瓦斯抽放钻孔空白带，设计中要将防突及瓦斯治理工程和措施前移，做到采掘前治理，同时要体现强化支护和释放地应力并举、优化设计和优化采掘布署并举的设计思路。

（二）保护层工作面设计必须满足保护层开采的相关管理规定，并通过瓦斯抽采、应力释放等手段解放被保护层。（三）突出区域采煤工作面及保护层工作面设计内容分别按采煤、掘进两个阶段编制。第1页/共59页三、设计依据

突出区域采煤工作面及保护层工作面设计必须有下列资料为设计依据：（一）经集团公司批准的采区设计。（二）区域性瓦斯治理规划。（三）经单位技术负责人批准的地质说明书。（四）煤层突出危险性鉴定报告及煤与瓦斯突出区域划分报告。第2页/共59页四、设计说明书主要内容

（一）设计工作面概况：包括工作面位置、垂深、范围、地表概况，邻近煤层、采区、工作面的关系，区内煤层赋存状况及地质概况，工作面设计采长、设计能力等。（二）危险源及有害因素分析，包括瓦斯、煤尘、水害、地温、矿压、地质构造等。（三）简要分析说明工作面回采对地面建筑物、水体的影响。（四）设计采用的采掘工艺，并说明回采期间设备列车布置位置及支架、采煤机初步选型。（五）瓦斯涌出量预测（六）巷道设计：说明巷道开口位置及施工顺序，详细说明设计巷道的断面、支护形式及支护材料，简要介绍巷道布置思路及各种参数选择的依据。第3页/共59页（七）各系统设计说明中要包括下列内容:

1.主运输系统设计

2.辅助运输系统设计

3.通风系统设计（包括掘进及回采期间的通风系统）

4.供电系统设计

5.供水及综合防尘系统设计

6.排水系统设计

7.监测监控系统设计，包括顶板监测设计

8.压风自救系统设计

9.防灭火系统设计

10.通讯系统设计

11.采面液压系统设计

12.采面照明系统设计

13.降温系统设计（地温高于《煤矿安全规程》限定值时必须有此内容第4页/共59页（八）专项设计：

1.防突专项设计设计中要分掘进和回采两个阶段分别进行防突设计

2.瓦斯抽放设计工作面瓦斯抽放要分巷道掘进期间抽放、工作面采前预抽、工作面回采期间抽放三个阶段分别设计。

3.水害防治专项设计

（九）安全技术措施：阐述工作面掘进及回采期间需要采取的主要安全技术措施，综合分析采面瓦斯对掘进及回采造成的影响以及采用瓦斯综合治理措施后达到的预期效果。第5页/共59页五、其它要求

（一）设计中要推广新技术、新工艺、新装备、新材料，充分体现科技兴矿的思路。（二）设计中要考虑煤质问题，尽量减少断层等构造对煤质的影响。（三）设计说明书中要附工作面巷道布置图、巷道断面图、通风系统图、供电系统图等相关示意图，尽量用图表的方式表达出设计意图。第6页/共59页采煤工作面设计说明书第7页/共59页第一章工作面概况及危险源分析第一节工作面概况一、采面概况二、煤层赋存情况三、地质构造四、顶底板岩性五、水文条件六、瓦斯七、地表情况第8页/共59页第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定

一、危险源分析

1、顶板

2、水害

3、煤层自燃

4、瓦斯

5、煤尘第9页/共59页二、采掘工艺

（一）回采工艺

根据工作面的地质构造、煤层务存条件确定适合的回采工艺

1、落煤的方式与装备选择

2、装煤装备的选择

3、运煤装备的选择

4、支架选型

5、工作面支护形式

6、端头支护

7、顶板管理

(二)掘进工艺新开巷道均采用炮掘。

第10页/共59页三、采面生产能力确定Q＝L×D×m×γ×C

式中:Q-------------工作面日生产能力，t/dL-------------工作面长度,mD------------工作面日推进度，mm-------------煤层平均采高，mγ------------煤的容重，t/m3C-------------工作面回采率，中厚煤层取0.95。第11页/共59页第二章工作面工程

第一节工作面巷道布置第二节巷道断面及支护第12页/共59页第一节工作面巷道布置

工作面巷道布置的方式大致有四种：一、机轨分煤岩巷布置二、机轨双岩巷布置三、机轨合一巷布置四、机轨双煤巷布置第13页/共59页第二节巷道断面及支护

一、巷道的断面形状

巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道所处的位置及穿过的围岩性质、巷道的用途及服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方法和采用的掘进设备等因素。二、巷道断面尺寸

1、巷道净宽度

2、巷道净高度

3、巷道净断面面积

4、巷道掘进断面面积

三、支护现在多采用锚网支护和锚网索联合支护。第14页/共59页第三章工作面各生产系统

第一节主运输系统第二节辅助运输系统第三节通风系统第四节供水及综合防尘系统第五节排水系统第六节通讯系统第七节监测监控系统第八节压风自救系统第九节防灭火系统第十节采面液压系统第十一节采面照明系统第15页/共59页第一节主运输系统

一、主运输设备的选择

1、工作面输送机的选择

2、机巷转载机、输送机的选择

3、皮带下山输送机的选择

二、出煤系统已15-13330采面生产系统示意图回采工作面→己15—13330机巷→己三扩大皮带上山→己三中部运输平巷→己三采区煤仓。第16页/共59页第二节辅助运输系统矿已15-13330采面辅助运输系统：己三大巷→己三轨道上山三片→己三扩大上部运输平巷→己三扩大轨道上山→风巷片盘→己15—13330风巷→采面。

见矿已15-13330采面生产系统示意图第17页/共59页生产系统示意图第18页/共59页第三节通风系统一、掘进工作面风机选型

1、工作面机巷、风巷1）按瓦斯涌出量计算：Q掘＝100Qgk

式中：Q掘—采面需风量,m3/min；K—瓦斯涌出不均匀系数,1.5～2.0；

Qg—瓦斯绝对涌出量，m3/min；

Qg＝q×T日/540式中：T日－日出煤量,t/日；第19页/共59页2）按最大炸药用量计算：Q掘=（7.37～25）×A式中：A—一次最大炸药用量，kg3）按同时工作最多人数计算：Qc＝4N

式中：N－掘进工作面同时工作最多人数4）、按风速验算：15S掘＜Q掘＜240S掘

式中：S掘—巷道掘进断面第20页/共59页二、采煤工作面风量计算：

1、按瓦斯涌出量计算：Qc＝100QgK

式中：Qc—采面需风量,m3/min；

K—瓦斯涌出不均匀系数，1.2～1.8；

Qg—瓦斯绝对涌出量；

8—各种抽放量总和，m3/min；

2、按劳动气象条件计算：Qc＝Qk×Kt×Kh×K1

式中：Qk—基本风量，一般取330Kt—工作面温度系数，Kt=at-b，工作面温度在20～26℃时，a=0.1,b=1.24，

Kh—采高系数，Kh＝C×H×ψ

式中：C—支护方式系数，综采取1.0；M—采高；ψ—采面有效支护断面系数，掩护式支架0.55～0.6

。

K1—采面走向长系数，1000m以上时，取1.1～1.4第21页/共59页3、按同时工作最多人数计算：Qc＝4N

式中：N－工作面同时工作最多人数。根据以上三种计算，取最大值4、按风速验算：Qmax=4×60Smin×KQmin=1/4×60Smax×K

式中：Smax、Smin为最大、最小有效通风面积K-有效断面积系数若Qmax＞Qc＞Qmin

，则符合规定第22页/共59页第四节供水及综合防尘系统一、供水系统1、采面主要用水点（1）机风巷净化水雾、洒水灭尘（2）泵站用水量（3）转载点、架间喷雾（4）煤机冷却、喷雾（5）输送机冷却水Q=（Q1+Q2+Q3+Q4+Q5）·K

式中：K—水量备用系数取1.22、供水管径

Dp=√4Q/（π×3600Vp）式中：VP—水速

第23页/共59页二、综合防尘系统

1、防尘管路利用供水管路，每50m安设一个三通阀门。

2、掘进及回采期间，各转载点要设喷雾；风、机巷各安设两道净化水幕，距工作面60～200m处安设隔爆水棚。

3、采面每隔10架设一个洒水喷头。采煤机按规定安设内外喷雾。

4、个人佩戴防尘口罩。第24页/共59页第六节通讯系统

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装置。工作面刮板输送机安设信号的间距不超过15米。按照《煤（岩）与瓦斯（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、瓦斯抽放泵站；

4、机巷外口；

5、乳化液泵站。第25页/共59页第七节监测监控系统一、瓦斯检测1、掘进期间风巷上掘进机，司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。巷道在掘进期间需安设两个甲烷传感器，报警值为0.8%，断电值为0.8%。其具体位置分别位于：

（1）距掘进工作面≤5m处；（2）巷道回风口以里10～20m处。2、回采期间采煤机司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。采面回采期间，一般需要安设4个甲烷传感器，报警值均为0.8%，断电值均为0.8%

第26页/共59页

其位置分别是：

（1）风巷里口（距回采工作面10～15m）；（2）风巷外段（风巷回风道以里约10～20m）；（3）采面（距上出口15m）；（4）机巷（距采面5～10m）；机巷、采面、风巷所有高、低压电源必须由一个变压器引出，若2个甲烷传感器中有一个超限，都必须切断所有电源。二、顶板监测掘进期间，风机巷原则上每隔30～50m布设一个顶板离层观测仪、一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。第27页/共59页第八节压风自救系统一、压风自救风量和风压要求：

风压不小于0.4MPa，风量不低于Q=K1K2（K1、K2为漏风系数与备用系数）二、压风自救管选择三、压风自救站设置

1、掘进期间：每隔50米安装一组压风自救，最后一组压风自救距掌子头25—40米，压风自救安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.6—1.8米。

2、回采期间：

（1）机巷安装一组压风自救，安装位置机巷切眼外100m处第28页/共59页

（2）风巷

1、在切眼往外25～40m处安装一组压风自救。

2、在回风口以里5m处安装一组压风自救。

3、在风巷每组绞车处安装两个压风自救。四、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，并及时移动压风自救，保证压风自救与掘进工作面保持合适的距离，要对气水分离器进行及时的放水和排油，保证管路的畅通和风流的清洁。第29页/共59页第九节防灭火系统

采面煤层为自燃煤层时，需采取防灭火措施。

一、采空区注浆

１、日注浆量QJ=(Qt+QS)M

式中：QJ－日注浆量，m3；

Qs－日注浆水量，m3；

Qt－日注浆土量，m3；

M－泥浆制成率；

QS=KSQtδ

式中：KS－水量备用系数，m3；第30页/共59页

Qs－日注浆水量，m3；

δ－浆水比的倒数；

Qt=KmLHC

式中：K－注浆系数；m－煤层采高，m；L－日推进度，m；H-采面倾斜长度，m；C-回采系数。第31页/共59页第十节采面液压系统1、泵站开关列车设置在工作面机巷车场（车场距采面下出口不大于300m），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、乳化液泵站向采面敷设供液管（φ32mm）、回液管路（φ50mm）各一趟，在采面下端头供、回液管路分别安设一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一个截止阀以备检修和急用。第32页/共59页第十一节采面照明系统

按照规程第473条规定，在采面、机巷转载点、机头硐室设固定照明，其中采面照明灯间距不得大于15m。第33页/共59页第四章专项设计

一、防突设计

二、瓦斯抽放设计三、水害防治专项设计

第34页/共59页第一节防突设计一、工作面掘进期间防突措施：

1、风巷

风巷在掘进期间沿空送巷，按突出威胁工作面管理，采取连续预测的防突管理方案。每5m预测一次，预测孔深7m，预测不超允许进尺5m。

2、机巷

1）直接执行防突措施

2）效果检验

3）巷帮卸压孔

4）前探孔

5）机巷预抽巷穿层孔第35页/共59页

二、工作面回采期间的防突措施：

1)执行前探、卸压、抽放、注水孔

2)预测预报三、安全防护

（一）、压风自救

1、压风自救的安装与调试与管理（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=K1K2

（K1、K2为漏风系数与备用系数）。（2）、掘进期间：每隔50米安装一组压风自救，个数不少于5个，最后一组压风自救距掌子头25—40米，个数不少于15个，压风自救安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.6—1.8米。回采期间：风巷在风巷切眼往外25～40m处安装一组压风自救，在回风口以里5m处安装一组压风自救。同时在风巷每组绞车处安装两个压风自救。机巷安装一组压风自救，安装位置机巷切眼外100m处。（3）、压风自救管选用无缝钢管，对破损的压风管必须更换或进行相应的处理，保证不漏气。

第36页/共59页（4）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，并及时移动压风自救，保证压风自救与掘进工作面保持合适的距离，要对气水分离器进行及时的放水和排油，保证管路的畅通和风流的清洁。

（二）、防突反向风门的设置

防突反向风门严格按《防突细则》第95条规定进行设置

（三）、避难硐室设置要求

当巷道需要设置避难硐室时，严格按《防突细则》第97条以及集团公司<2006>100号文件的要求进行设置。

（四）、放炮管理

采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向风门之外或避难所内，放炮地点距工作面的距离不得小于300m。放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自救系统或自救器。回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点，都必须停电撤人，放炮30min后，方可进入工作面检查。第37页/共59页第二节瓦斯抽放设计一、概况二、抽放瓦斯的必要性三、抽放系统的选择四、瓦斯抽放系统管径选择

五、瓦斯抽放泵的选择

六、建立扩大泵站七、泵站供电、排水的确定第38页/共59页一、概况

综合鉴定采区的突出情况，划分采面突出危险等级。二、抽放瓦斯的必要性

1、工作面可以供给的风量Qg=60L×H×Φ×v

式中：L—最小控顶距，mH—采高，mΦ—有效断面系数

V—规程允许的最高风速，m/s2、采面瓦斯涌出量预测（1）相对瓦斯涌出量Qa=（Wa-Wc）×（L-Lh）/L

式中：Qa—工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Wa—开采煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wc—残存瓦斯量，m3/t，一般取煤层瓦斯含量的10%~15%

；L—工作面采长，m

；Lh—机、风巷排放瓦斯带的总宽度，m

。第39页/共59页

（2）绝对瓦斯涌出量Qy=Qa·A/14403、工作面所需风量计算Qb=100Qy·Kw

式中：Kw—工作面瓦斯涌出不均衡系数根据上述计算出的结果，若工作面的需风量远大于可以供给的风量，根据《规程》第145条规定：一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决不合理时，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统。

第40页/共59页三、抽放系统的选择

（1）本煤层抽放系统（2）

机巷预抽巷穿层孔抽放系统（3）抽排巷抽放系统

第41页/共59页三、抽放系统的选择

1、通风方法可以解决的瓦斯含量Wb=24×60Qg×C/（100A×Kw）+Wc

式中：Wb—通风方法可以解决的瓦斯含量，m3/t；

C—规程允许的最高瓦斯浓度；

Qg—工作面可以供给的风量，m3/min；

A—工作面日产煤量，t；

Wc—残存瓦斯量，m3/t，一般取煤层瓦斯含量的10%~15%Kw—瓦斯涌出不均衡系数

2、煤层抽放可以解决的瓦斯含量

采面机风两巷各敷设一趟抽放管，抽放煤层钻孔，煤层抽放可解决瓦斯含量We=k·Wa

式中：We—本煤层抽放可解决瓦斯含量，m3/t；

Wa—开采煤层原始瓦斯含量，m3/t；

k—预抽率第42页/共59页

3、机巷预抽巷穿层孔抽放可以解决的瓦斯含量

根据机巷预抽巷穿层孔抽放参数，计算机巷预抽巷抽放可解决瓦斯含量Wg=1440×Wt/A

式中：Wt—抽放瓦斯纯流量，m3/min；

A—工作面日产煤量，t；

4、通风、本煤层、机巷预抽巷穿层孔抽放解决瓦斯含量合计W=Wb+We+Wg

根据上述计算结果，用通风方法、本煤层及机巷预抽巷穿层孔抽放合计可解决的瓦斯含量小于煤层本身的瓦斯含量时，采面回采时有必要采取其他抽放瓦斯措施。

5、抽排巷.抽放

抽排巷抽放需要解决的瓦斯含量

Ws=Wa-Wb-We-Wg

第43页/共59页四、瓦斯抽放系统管径选择：

1、煤层抽放管径选择

（1）煤层抽放混合流量计算

煤层抽放，百米钻孔抽放量按Qb计算，取成孔率K：

1）、机巷布置n1个钻孔，总长度L1米，封孔长Lf1米，则抽放纯流量

Q1=（L×K-Lf1×n1

）/100×Qb

抽放瓦斯浓度为a

则Qc1=Q1/a2）、风巷布置n2个钻孔，总长度L2米，封孔长Lf2米，则抽放纯流量Q2=（L2×K-Lf2×n2

）/100×Qb

抽放瓦斯浓度为a

则Qc2=Q2/a3）本煤层总抽放混合流量：Q纯=Qc1+Qc2

第44页/共59页（2）抽放管径的选择：

1）机巷、风巷抽放混合流量Q1、Q2，则：

d=0.1457·

式中：d—管道内径,m；

Qc—混合流量，m3/min，

v—管内瓦斯流速，m/s

计算出d值，选取内径大于d的钢管作为煤层机巷、风巷的抽放支管

2）本煤层总抽放混合流量Q纯，则：

d=0.1457·

式中：d—管道内径,m；

Qc—混合流量，m3/min，

v—管内瓦斯流速，m

计算出d值，选取内径大于d的钢管作为煤层抽放主干管。第45页/共59页2、机巷预抽巷抽放管径选择

1）机巷预抽巷抽放混合流量计算机巷预抽巷抽放瓦斯纯流量为Q，瓦斯抽放浓度a，则抽排巷混合流量为Qc=Q/a2）机巷预抽巷抽放管径的选择d=0.1457·

式中：d—管道内径,m；

Qc—混合流量，m3/min；

v—管内瓦斯流速，m/s

计算出d值，选取内径大于d的钢管作为抽排巷抽放主干管。3、抽排巷抽放

1）抽排巷抽放需要解决的绝对瓦斯涌出量Qc'=Ws·A/14402）若抽排巷抽放浓度k计算,混合瓦斯流量为:Qc"=Qc'/k

由公式d”=0.1457·

算得d值

选取内径大于d的钢管作为抽排巷抽放主干管

第46页/共59页五、瓦斯抽放泵的选择:

1、抽排巷抽放阻力计算

1）摩擦阻力Hm=9.81Q2γL/（KD5）式中：Hm—管路摩擦阻力，Pa；

Q—瓦斯流量，m3/h

；

γ—混合瓦斯对空气的密度比；

L—管路长度，m；

K—系数；

D—瓦斯管内径，cm；第47页/共59页

4）抽放泵的负压Hp=（Hc+Hh）Kb

式中：Hp—泵的额定抽放负压，kPa；

Hc—管路沿程阻力，kPa；

Hh—孔口负压，kPa；

Kb—泵的备用系数；

5）抽放泵的额定流量

Qp=∑Qc/(C·h)·Kc

式中：Qp—泵的额定流量，m3/min；∑Qc—抽放地点抽放量，m3/min；

C—泵入口处瓦斯浓度；

h—泵的机械效率；

Kc—备用抽放量系数；

根据计算得出的额定负压HP,额定流量Qp，对照瓦斯泵性能参数表选取适合的抽放泵。第48页/共59页

2、本煤层抽放系统抽放瓦斯泵选择

1）本煤层抽放瓦斯

1）摩擦阻力

机巷、风巷煤层支管摩擦阻力与煤层主干管摩擦阻力的计算公式Hm=9.81Q2γL/（KD5）式中：Hm—管路摩擦阻力，Pa；

Q—瓦斯流量，m3/h；

γ—混合瓦斯对空气的密度比；

L—管路长度，m；

K—系数；

D—瓦斯管内径，cm；计算出机巷煤层支管摩擦阻力Hm1，风巷煤层支管摩擦阻力Hm2，煤层主干管摩擦阻力Hm3。

第49页/共59页

则摩擦阻力为：Hm=Hm1+Hm2+Hm3

2）局部阻力Hf3）管路总阻力：Hc=Hm+Hf

4）抽放泵的负压Hp=（Hc+Hh）Kb

式中：Hp—泵的额定抽放负压，kPa；

Hc—管路沿程阻力，kPa；

Hh—孔口负压，kPa；

Kb—泵的备用系数；第50页/共59页5）抽放泵的额定流量Qp=∑Qc/(C·h)·Kc

式中：Qp—泵的额定流量，m3/min；∑Qc—抽放地点抽放量，m3/min；