平禹煤电公司白庙21060采煤工作面设计说明书(3)(1).docx

二1-21060综采工作面及瓦斯综合治理
设计说明书(修订)

平禹煤电公司白庙矿
二00九年四月二十日

目 录

第一章 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

第一章 工作面概况及危险源分析
第一节 工作面概况
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：-142～-192m，工作面范围75600m2。
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396～480m。
2、邻近煤层
我矿开采山西组二1煤层，上部为三煤段，主要岩性为浅灰色灰绿色细—中粒岩屑石英砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，含煤12层，其中仅三9煤偶尔可采，距矿井开采的二1煤层较远（110米）。下部为一煤段，主要岩性为砂岩、泥岩和灰岩组成，共含灰岩11层，常见8层，一煤段含煤10余层，多为薄煤层或煤线，仅一4煤偶尔达到可采厚度，根据钻孔资料分析，距二1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并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10m，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＝1.8
直接顶：特性为浅灰白色，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f＝3～5。
老顶：特性为浅白灰色，以石英为主，黑色矿物呈次棱角状，硅质胶结，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，可采储量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
（一）危险源分析
1、瓦斯情况
该工作面煤层底板标高-142～-192m，根据矿井煤与瓦斯突出区域划分，该工作面处于煤与瓦斯突出危险区域（－145m以下），因此在巷道掘进及采面回采期间要严格执行“四位一体”综合防突措施，根据平煤天成公司2008年2月在机巷车场口测定煤层瓦斯压力为0.88MP，煤层瓦斯含量为7.2m3/t。
2、地质构造
根据上部21040采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域内地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，对巷道施工及回采无大的影响。
3、水文地质
该工作面主要水源为顶板砂岩裂隙水和底板灰岩水，顶板砂岩单位涌水量为0.005升/s。顶板裂隙水的特点是水压高，水量小，补给不良，经流不畅，易于疏干；底板为太原组灰岩，太原组灰岩上段有L8－L11四层组成，平均厚度为10.79m，L8距煤层平均距离为12.14m，该含水层段厚度薄，储水能力差，动力补给弱，岩溶发育不均一，下段灰岩含燧石灰岩组成（L1－L4），层位稳定，总厚度平均为19m，L4距二1煤层底板平均46.39m，属底板间接充水含水层，单位涌水量为0.00042－2.07L/s，渗透系数0.0201-19.4m/d，渗透性较强，压力传递快，含水层非均质各项异性明显。该含水层段下距寒武系灰岩岩溶含水层较近，在断裂带附近会获得下伏含水层水的越流补给，造成采面突水。
21060采面机巷水压预计为3.8MP（21040机巷3.15MP），因此，需对采面底板水文地质异常区进行验证治理工程，同时在机巷低阻异常区内打放水孔进行疏水降压，即可保证采面安全开采。
根据上采面（21040采面）在回采期间的涌水量，预计该采面正常涌水量在50m3/h，最大涌水量80m3/h。
4、煤尘
我矿所采二1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两帮（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两帮管理，加强顶板离层观测及两帮压力观测。
（二）工作面对地面建筑及水体的影响
21060采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。
（三）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型双滚筒采煤机落煤、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型刮板运输机运煤，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侧护板，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4mπ型钢梁，一梁三柱，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＝L×D×m×γ×C×N＝120×3.0×3.0×1.4×0.93×0.8=1125(t/d)
式中:
Q-------------工作面日生产能力，t/d
L-------------工作面长度m，取120m
D------------工作面日推进度m，取3.0m
m-------------煤层平均采高m，取3.0m
γ------------煤的容重t/m3，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、回采两个阶段的瓦斯涌出量进行分析预测。
一、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量两个方面。
其关系为： q掘=q煤壁+q落煤
q煤壁=D×v×q0×（2×（L/v）1/2-1）
=9.8×0.017×8.0×10-4×1036
=0.14 m3／min
式中：
q煤壁——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3／min；
　　D——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，mo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9.8 m；
　　υ——巷道平均掘进速度，m／min，取0.017 m／min；
　　L——巷道长度，m，取540 m；
　　q0——煤壁瓦斯涌出强度，m3／(m2.min)， 取8.0×10-4 m3／(m2.min)
q落煤=S×v×r×（W0-WC）
= S×v×r×（W0-WC）
=12.6×0.017×1.4×（8.5-3）
=1.6 m3／min
式中：
　　q落煤——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3／min：
　　S——掘进巷道断面积，m2，取12.6 m2；
　　υ——巷道平均掘进速度，m／min，取0.017m／min；
　　γ——煤的密度，t／m3，取1.4 t／m3；
　　W0——煤层原始瓦斯含量，m3／t，取8.5m3／t；
　　Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3／t，取3 m3／t。
则：q掘=q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量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24 h为一个预测圆班，采用下式计算。
q采=q开采+q邻近
式中：
　　q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3／t；
　　q开采——开采层相对瓦斯涌出量，m3／t；
　　q邻近——邻近层相对瓦斯涌出量，m3／t，无邻近层。
　 q开采=K1×K2×K3×Kf×（W0-WC）
=1.3×1.1×0.8×1.5×（8.5-3）
=9.4 m3／t
K1——围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1～1.3，取1.3；　　
K2——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——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=q开采+q邻近
=9.4+0=9.4 m3／t
按日产1500 t计，
则：q采=9.4/1500/（24×60）
=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与回采工作面瓦斯涌出量之和的K′倍，K′取0.15。
则：q采空= K′×（q掘+ q采）
=0.15×（1.74+9.0）
=1.6m3／min
工作面工程设计
巷道布置示意图

第一节 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、机巷低抽巷、机巷，机、风两巷沿二1煤层顶板布置，低位巷布置在距二1煤层地板7m以下的上段灰岩内。
①机巷低抽巷：机巷低抽巷：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°坡度施工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与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（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°方位沿煤层顶板施工下山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与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Φ20×2200mm等强树脂锚杆，间排距800 mm×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，且搭接处用铁丝捆扎牢固。设计掘进断面9.76m2；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Φ20×2000mm等强树脂锚杆，间排距800 mm×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，且搭接处用铁丝捆扎牢固。设计掘进断面5.8m2；巷道宽2600mm，高2500mm，拱高1300mm，墙高1200mm。
皮带运输巷：设计断面形状为半圆拱锚喷支护，采用Φ20×2200mm等强树脂锚杆，间排距800 mm×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，且搭接处用铁丝捆扎牢固。设计掘进断面7.86m2；巷道宽3200mm，高2800mm，拱高1600mm，墙高1200mm。
风、机巷：断面规格宽×高（中）＝4200m m×3000mm，净断面12.6㎡，支护选用锚杆锚网支护。顶板：每排采用φ20mm， L2400mm的左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆7根，间排距为750×800mm，顶板两肩角锚杆，必须与铅垂线成20°－30°夹角。树脂药卷加长锚固，每根锚杆采用CK2335、Z2360各一根，锚固长度为1.1m，铺设金属网和φ14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁。两帮：采用φ20mm，L2600mm的左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆9根，间排距为700×800mm，树脂药卷加长锚固，每根锚杆采用CK2335、Z2360各一支，锚固长度为1.1m，铺设金属网。同时使用φ14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁。顶板两端的锚杆距两帮不超过300mm。金属网搭接长度100mm，并用12#铁丝双股绑扎，绑扎间距200mm。最上边金属网与金属网扭结连接好，不得漏连，最下排锚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18.2㎡，采用φ20×2600mm左旋无纵筋高强锚杆、锚网、锚索联合支护，切眼中间打设两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750×800㎜，帮锚杆间排距750×800㎜。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，顶板及两帮支护形式为锚杆支护，采用Φ20×2200mm等强树脂锚杆，间排距800 mm×800mm，每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。设计掘进断面12m2；巷道宽4000m，高3000m。
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Φ20×2200mm等强树脂锚杆，间排距800 mm×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，且搭接处用铁丝捆扎牢固，设计掘进断面8.5m2；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

低抽巷断面示意图

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，根据我矿煤层的倾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4200mm×3000mm；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3200mm×3000mm。
（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：SSJ1000/2×75，刮板输送机1部，型号：SGZ764-75.
出煤系统
回采工作面→21060机巷→21030机巷皮带巷→主暗斜皮带上山→煤仓皮带→主石门皮带→主井皮带→地面
2、辅助运输系统设计
辅助运输主要采用JD－11.4型调度绞车和JD-25型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道两帮布置，中对中相错10m。
绞车窝尺寸必须保证绞车安装后有1.2m2的操作空间；绞车最突出部位与巷帮的距离不小于250mm，与轨道不小于500mm。
辅助运输系统：
副井→副石门→副暗斜井车场→21060风巷车场→20160风巷→采面。
3、通风系统设计
一、掘进及回采期间的风量计算
（一）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1.74m3／min。
则：
Q掘=100×q瓦掘×K掘通
=100×1.74×2.0=348（m3/min）
（2）按炸药用量计算
Q掘=（7.37～25）×20（m3/min）
=7.37×20=147（m3/min）
式中：A—掘进时一次爆破时的最大装药量
（3）按人数计算
Q掘=4×N
=4×20=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
由以上Q掘可知掘进所需风量最大为348m3/min。
（4）按风速校验
15×12.6≤Q掘≤240×12.6
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、机巷为突出危险工作面，需选择KDJ№/6.0对旋式风机，功率为2×30KW，选φ1000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=N×Q吸×60+0.15S=1×450+0.15×12.6×60=563（m3/min）
式中：Q吸—风机吸风量
N—风机台数
S大—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563 m3/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）×25（m3/min）
=7.317×25=182（m3/min）
式中：A—掘进时一次爆破时的最大装药量
（3）按人数计算
Q采=4×N
=4×20=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。
由以上Q掘可知掘进所需风量最大为182m3/min。
（4）按风速校验
9×8.5≤Q掘≤240×8.5
即76.5m3/min≤182m3/min≤2040m3/min，Q掘为182m3/min符合条件。
（5）风机选型：
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2×15KW，选φ600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=N×Q吸×60+0.15S=1×390+0.15×8.5×60=467（m3/min）
式中：Q吸—风机吸风量
N—风机台数
S大—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。
（二）回采工作面所需风量
（1）按瓦斯涌出量计算
Q采=100×q瓦采×K采通
=100×10.6×1.8=1900（m3/min）
式中：Q采—采面需风量, m3/min；
K采通—瓦斯涌出不均匀系数，1.2～1.8，取1.8；
q瓦采—采面瓦斯绝对涌出量，10.6m3/min；
（2）按二氧化碳涌出量计算
Q采=100×q碳×K通
=100×10.6×1.8/3=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一。
（3）按劳动气象条件计算（综采面）
Q采=QK×Kt×Kh×K1（m3/min）
=330×1.36×2.4×1.1=1185（m3/min）
式中QK=330，采面基本风量（m3/min）
Kt=a×t－b=0.1×26－1.24=1.36，采煤工作面温度系数
Kh=C×H×δ=1.0×3×0.8=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=4×N
=4×60=240（m3/min）
（5）工作面可以供给的最适宜风量
Qg=60L×H×Φ×v
=60×6×3×0.75×1.6
= 1300m3/min
式中：L—最小控顶距，6m；H—采高，3m；
Φ—有效断面系数，Φ=0.75；V —综采工作面最适宜风速，v = 1.6m/s。
（6）按风速进行校验
15×S大≤Q采≤300×S小
15×20≤Q采≤300×18
即 300m3/min≤1300m3/min≤5400m3/min
根据以上计算，采煤工作面风速符合《规程》中最大风速与最小风速的规定，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→二1-21061机巷车场（局扇）→工作面。
乏风：工作面→二1-21061机巷→副暗斜井专回→专用回风上山→南风井→地面。
②二1-21061机巷低抽巷：
新风：副暗斜井下山→二1-21061机巷车场（局扇）→21060机巷低抽巷→工作面
乏风：低抽巷工作面→低抽巷→二1-21061机巷低抽巷专回→专用回风上山→南风井→地面。
③二1-21061风巷：
新风：副暗斜井下山→二1-21061风巷车场（局扇）→工作面
乏风：工作面→二1-21061风巷→二1-21061风巷专用回风上山→专用回风上山→南风井→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→主、副石门→主、副暗斜井→二1-21061机巷→工作面。
乏风：工作面→二1-21061风巷→二1-21061风巷专用回风巷→专用回风上山→南风井→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
(一)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
（一）供水系统
（1）由地面两个200m2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×Q喷=3×0.2=0.6m3/h
机巷洒水量取1.0 m3/h
②风巷及采面需用总水量
Q2=架下水幕喷雾量+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=42.65m3/h
式中：Q架=n架×Q架幕=（16+2）×0.15=5.4 m3/h
Q煤注=Q钻+Q注=3+（3+1.3×32×0.03） =7.25 m3/h
Q煤机=（60/1000）×1.2×250 =18m3/h
需用总水量Q=Q1+Q2 =1.6+42.65=44.25 m3/h
Q =（Q1+Q2）·K=44.25 m3/h×1.2 =53.1m3/h
式中：K—水量备用系数取1.2
（3）供水管径
Dp=√4Q/（π×3600Vp）=√4×53.1/（3.14×3600×2） =0.0865m=86.5mm
式中：VP—水速，取2m/s
故在风机巷各铺设一趟Φ100 mm供水管道，掘进期间一次铺设到位。
（二）综合防尘系统
（1）防尘水管向风、机巷各排设一趟防尘管路，向两巷及采面各用水点供水。
（2）采面间隔10m设一架架间水幕，雾化效果好，割煤时打开。
（3）风巷煤壁向外50m范围内设置两道净化水幕，间距10～30m，机巷设一道，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、风两巷班班有专职防尘工洒水灭尘，风巷超前段每班至少冲尘两次。
（6）各转载点喷雾齐全，并正常使用，并及时清除浮煤。
（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/h，最大涌水量80m3/h。
采面排水系统的配备：采面排水系统：IS100-65-250型排水泵3台，一使一备一检修，φ100mm排水管路三趟。
风巷排水系统：风巷预计涌水量10m3/h。
风巷配备IS100-65-250型排水泵两台，一台工作，一台备用，φ100mm排水管路两趟。
（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涌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320 m3左右，风巷50m3/h，水泵型号为IS100-65-250。
(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、机两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、发生雾气、顶板渗水量增大，顶板来压等透水预兆时，严格执行“有疑必探，先探后采”的原则。
④若一旦发生透水事故，要停止作业，立即沿避灾路线撤出所有人员，并及时向调度室汇报。
⑤其它执行21060工作面专项防治水措施。
排水路线：采面—机巷水仓—-240m水仓—专用回风下山—立风井—平地
风巷：风巷水仓—-240m水仓—专用回风下山—立风井—平地
7、监测监控系统设计
（一）瓦斯检测
1、掘进期间
巷道在掘进期间需安设两个甲烷传感器，报警值为0.6%，断电值为0.8%，复电值为0.75%，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10～15m处。
报警值为0.6%，断电值为0.8%，复电值0.79%及以下，断电范围为掘进工作面及回风流内所有非本质安全型电气设备。

（3）局部通风机进风口处。只显示数据、报警，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）二1-21061采面（距上出口10～15m）；
以上3个甲烷传感器，报警值均为0.6%，断电值均为0.8%，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一个，二1-21061采面机巷（下出口以外15～20m）；报警值均为0.5%，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。
回采期间，采用KBJ-2004B型液压支架监测系统，一次布置五个点，分段检测，在支架的上、下立柱高压腔用φ10mm高压管与分机进行连接，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=K1K2∑总q自=1.2×1.2×15×0.1=2.16m3/min≥Q源
K1、K2为漏风系数与备用系数
(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安装一组压风自救，个数不少于5个，最后一组压风自救距工作面迎头25—40m，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1.2—1.3m。
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，个数25个。
②风巷在切眼往外25～40m处安装一组压风自救，个数20个;在回风口以里5m处安装一组压风自救，个数5个;在风巷每组绞车处安装两个压风自救。
(4)压风管路线路
机巷：
副暗斜井→二1-21061机巷车场→机巷；
风巷：
副暗斜井→二1-21061风巷车场→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，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。
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。两巷备用、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并采取化验分析，正常时每天一次，异常时每天或每班一次，若发现CH4超限，必须立即采取有效措施进行处理．并向通风科、调度室和总工程师汇报。
（7）一旦发生火灾，应尽量组织直接灭火，并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）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）避难硐室内；
（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）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20 m，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WRB200/31.5A-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（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。
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、机头硐室设固定照明，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。

第四章 专项设计
第一节 防突设计
一、突出危险性分析
二1-21060采面开采标高-142 m～-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，二1-21060机巷按突出危险进行管理，二1-21060风巷按非突出危险进行管理，但必须采取安全防护措施，二1-21060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
（一）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机巷底板平距30m，距煤层底板7m处施工一条机巷低抽巷，设计断面形状为半圆拱形，顶板支护形式为锚喷支护，宽3200mm，高3000mm，拱高1600mm，墙高1400mm，断面8.5m2，工程量500m。
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布置一个钻场，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一排布置，每隔50m施工一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300×50＝1500m2。
（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（钻场两边孔）。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机巷虽经低抽巷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“四位一体”防突措施执行。
（2）掘进通风设计
掘进工作面配风量310m3/min，需选择KDJ№/6.0对旋式风机，功率为2×30KW，选φ1000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，每执行一次超前钻探，允许进尺20m，保留10m超前钻探距。
（4）突出危险性预测
a.预测指标及临界值确定
根据《防突细则》和集团公司有关规定，突出危险性测试必须采用两个或两个以上测试指标，根据我矿经验，并结合我矿实际，决定采用钻孔瓦斯涌出初速度qmax值和钻屑量Smax值两个指标。
临界值指标：
qmax＜4.5L/min 且Smax＜4.8kg/m 无突出危险
qmax≥4.5L/min 或Smax≥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1.2m，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.