1、煤矿采煤工作面设计说明书XX煤矿采煤工作面设计说明书112022工作面概况1.112采区所处井田位置、采区边界及邻区情况，倾斜面积630796m2。该采区各系统于2010年6月份全部形成，具备安全生产条件，采区工作面接替顺序为：12062120321204212012120221.212022工作面位置及参数12022工作面为复采工作面，位于12采区上部东翼，上(南)至矿井边界保护煤柱，下(北)为已经回采结束的12042工作面，西为12采区皮带巷保护煤柱(30m)，东至矿区边界。12022工作面设计走向长500m，倾斜80m，面积为40000m2，煤层平均厚度1.5m。工作面上履地貌、地物标高
2、+423+512m，井下标高+277+339m。12022工作面上部为复耕农田，没有建筑、公路及其它重要的设施，但工作面距离地表较近，在回采后地表可能会出现裂缝或局部塌陷，在工作面回采过程中要经常检查，发现裂缝或塌陷区及时使用黄土进行夯实充填，防止地面雨水倒灌进矿井。1.3煤层赋存特征二1煤层位于下二叠统山西组下部，全区发育，结构简单，层位稳定。煤层距其上的大占砂岩平均6.00m。二1煤层顶板为砂质泥岩和泥岩，底板为砂岩。煤层厚度02.0m，平均1.5m，煤层走向270273，倾向03，平均倾角25，表现为单斜构造。1.3.1煤质特征：1)、物理性质二1煤为灰黑至黑色，条痕色为灰至棕黑色，呈粉
3、沫状，半亮至全亮型，金刚、似金属光泽，具贝壳状、参差状断口，性脆易碎。视密度1.38t/m3。二1煤层以粉煤为主，宏观煤岩组份不清。显微煤岩类型以亮煤、丝炭为主。有机显微煤岩组份含量92.5%，以镜质组为主，有少量半镜质组和惰质组。镜质组多为基质镜质体、均质镜质体，多呈条带状结构，为煤中其它组份的胶结体，木煤、木质镜质体少见;半镜质组中可见到糜棱状构造，惰质组含量不多，主要为半丝基质体和丝质体，常破碎为弧状和星状，偶见丝质浑圆体和微粒体。无机组份含量7.5%，以粘土矿物为主，呈团块状单独产出或粒状镶嵌在基质镜质体中，次为碳酸盐矿物，呈脉状或团粒状分布，硫化物主要为黄铁矿，多呈脉状充填于裂隙中。
4、1.3.2瓦斯及煤尘等1)、瓦斯：根据矿井瓦斯地质图，该工作面位于无突出危险区。经过开采后大量的瓦斯已经释放，本工作面按一般工作面进行管理。根据12042工作面瓦斯涌出量推算，12022工作面瓦斯涌出量最大为0.25m3/min，最小为0.1m3/min，平均为0.15m3/min。2)、煤层的自燃发火：根据煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤炭自燃倾向等级鉴定，鉴定结论：本矿井二1煤层属于三类，不易自燃煤层。矿井在正常的生产过程中未发生过煤层自然发火现象，在生产历史上无高温自燃现象，据白坪井田区域资料，二1煤层自燃发火期为812个月，在以后的矿井生产中要对煤层的自燃加以
5、预防。3)、煤尘：煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤尘爆炸性鉴定报告，爆炸性试验火焰长度10mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量10.94%，煤尘爆炸指数为17.03%。鉴定结论：有煤尘爆炸性。1.4煤层的顶底板情况1)、二1煤层伪顶：炭质泥岩，仅局部可见，不发育，一般厚0.1-0.8m，随采随落，不易维护。2)、二1煤层直接顶：砂质泥岩和泥岩，有局部为细粒砂岩，平均厚6.00m，岩石级别为45级，普氏硬度系数23，岩石内磨擦角3238，垂直抗压强度为40.9MPa，随工作面推进而自动垮落。3)、二1煤层老顶：是灰白色、含云母特多的细至中粒长石石英砂岩，层面含大量白云母片及炭质
6、面，俗称大占砂岩。平均厚度13.24m左右，普氏硬度系数811，内磨擦角82538448，容重2.73吨/m3，垂直抗压强度为82.5MPa，由于其厚度大，回采后一般不直接垮落，往往滞后一段时间垮落4)、二1煤层伪底：炭质泥岩和砂质泥岩，厚度0.5-2.0m，质软。5)、二1煤层直接底板：砂岩，平均厚3.0m，层理比较明显，开采时经常遇到基底不平现象。6)、二1煤层老底：为石炭系太原组的L7-8灰岩，平均总厚为9.40m，质坚性脆。1.5工作面储量12022工作面设计走向长度500m，倾斜长度80m，面积为40000m2，煤层平均厚度1.5m。工业储量：400001.51.38=8.28万t;
7、可采储量：376001.51.38=7.78万t。工作面可采期：工作面生产能力为0.8万t/月，服务时间为9个月2012/04/12/124958.shtml质构造该工作面为单斜构造，没有大的断层及褶曲等其它构造，对工作面回采没有影响。1.7水文地质特征1)、主要含水层(1)上寒武统和中奥陶统灰岩岩溶裂隙承压含水组主要岩性为白云质灰岩，溶洞发育，揭露最大厚度111.14m;该含水组单位涌水量0.009621.863L/s.m，渗透系数0.15675.85m/d，水位标高+229.25+428.62m。(2)太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层该含水层为二1煤层间接充水含水层。为L1L4石灰岩，石灰
8、岩平均厚13.63m，该组单位涌水量0.00210.00491L/s.m，渗透系数0.03620.222m/d，水位标高+407.31m。(3)太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层该层为二1煤底板直接充水含水层。由L7灰岩及以上太原组组成，以L7灰岩为主，一般9.40m;该组单位涌水量0.3530.664L/s.m，渗透系数2.939.44m/d，水位标高+268.989+299.86m。(4)二1煤顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层系指二1煤以上60m范围内的中、粗粒砂岩含水层，厚度2.4558.23m，一般20m，其中以大占砂岩和香炭砂岩为主，岩芯破碎，含弱孔隙裂隙承压水，钻孔抽水单位涌水量0.006
9、20.018L/s.m，渗透系数0.0140.2974m/d，水位标高+320.86+371.81m。反映其迳流条件不好，富水性弱的特点。该层为二1煤直接顶板含水层，正常情况，不会对开采二1煤造成威胁。该采面位于矿井上部，顶、底板无大的水害威胁。2)、老窑、老空水该采面巷道在老空区掘进，经11采区揭露，采空区顶板并未锈结，涌水流向深部，采空区内不会有大面积积水，但局部可能有少量积水，存在老空水的威胁。严格按照探放水设计进行探放水。3)、断裂构造影响本工作面区域内无断裂构造。4)、水文地质条件及涌水量由白坪井田水文地质资料得知，马池矿位于白坪井田西部，二1煤顶板砂岩含水层富水性弱，水文地质条件简
10、单;二1煤底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，水文地质条件简单，本井田处在水文地质条件简单地段。以邻近12042采煤工作面开采时涌水量为依据，推算12022工作面涌水量：12042工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h;12042工作面位于12022工作面下部，根据正常情况推算，下部12042工作面的涌水量要大于上部12022工作面的涌水量，考虑综合因素，12022工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h。1.8其他因素矿井区域内地温梯度约为0.222.62C/100m，平均1.23C/100m，该工作面地温、地压均无异常。2巷道布置方式及支护形式的选择、工作面顶板
11、支护设计2.1工作面巷道布置工作面上、下付巷通过车场与副斜井连接，车场长度均为30m。由于12022下付巷前300m巷道为沿空掘进，等12042工作面回采结束后进行掘进;先施工掘进12022上付巷与切眼。12022上、下付巷均采用工字钢对棚支护，切眼采用单体柱配型钢梁支护。切眼位于12022上付巷505m位置，向下掘进与12042下付巷贯通形成工作面。工作面停采线位于12采区皮带巷东30m处。工作面上、下付巷回风巷与车场中间各设置两道正反向风门，12022上付巷回风绕巷与12012上付巷连接处设置两道正反向风门。运输巷、回风巷、联巷均采用工字钢对棚支护，净断面均为6.1。运输巷主要担负工作面煤
12、、矸运输、进风和行人;回风巷担负工作面运料、回风和行人;联巷担负工作面行人、运料等任务。(具体见工作面设计图)。采用11矿工钢支护，规格为2.62.4m，掘进断面7.2m2，净断面6.1m2。该巷道担负12022工作面回采期间的运输材料、回风、行人等任务。，平均坡度-3。采用11矿工钢支护2.62.4m，扩修断面7.2m2，净面6.1m2。该巷道担负12022工作面回采期间的运煤、进风、行人等任务。设计工作面切眼从12022上付巷505m处向下沿煤层顶板掘进，方位角00，坡度-260，切眼长度为80m。2.2顶板管理根据煤层赋存条件及顶底板岩层情况，顶板管理方式采用全部跨落法。支架选用DZ22
13、012/04/12/124958_2.shtml2-30/100单体液压支柱，本支柱可适用于炮采工作面。其主要技术参数为：支护高度17002200，额定工作阻力250kN，额定工作压力29.5Mpa，初撑力115157kN。顶梁选用FBD2400/300C型钢梁。并配有XRB2B-150/200型乳化液泵站为采面的单体液压支柱供液。工作面采用二梁五柱支护形式，棚间距为0.6m，该支护形式能够满足安全生产需要(经下面验算得出结果)。2.2.1顶板支护设计直接顶为泥岩和砂质泥岩，厚度为6.0m。老顶为细-中粒大占砂岩，厚度13.24m。根据12042复采工作面顶板观测，直接顶初次垮落步距为10m，
14、老顶初次来压步距为15m，周期来压步距为6m，属二类中等较稳定顶板。局部顶板为原顶板垮落后胶结再生顶板。采场控制设计：该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。(1)“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。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。A、直接顶初次垮落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小=(6102.5)/(22.4)=31.25t/m2式中：P1支架支护强度t/m2
15、MA-直接顶厚度6mYA-直接顶平均容重2.5t/m3LA-直接顶初次垮落步距10mL小-最小控顶距2.4mB、老顶初次来压期间要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。A=MeYeL/L小=62.53.4/2.4=21.25t/m2式中：A-直接顶作用力t/m2MA-直接顶厚度6mYe-直接顶容重2.5t/m2L-最大控顶距3.4mL小-最小控顶距2.4mP2=A+MBYBCB/4ktL小=21.25+(13.242.515)/42.52.4=(21.25+496.5)/24=21.57(t/m)式中：P2-支架支护强度t/m2A-直接顶作用力21.25t
16、/m2MB-老顶厚度13.24mYB-老顶容重2.5t/m3kt-岩重分配系数kt=2.5L小-最小控顶距2.4mCB-老顶初次来压步距15mC、周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/4ktL小=21.25+(13.242.56)/(42.52.4)=219.85/24=9.16(t/m2)式中：P3-支架支护强度t/m2A-直接顶作用力21.25t/m2Mc-老顶厚度13.24mYC-老顶容重2.5t/m3CC-老顶周期来压步距6mD、按经验公式计算按照经验，支护强度为采高岩重的68倍。P4=8M
17、=62.52=30t/m2式中：M-采高2m岩容重2.5吨取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P1=31.25t/m2E、支护密度按该工作面棚距为0.6m，每棚站柱5根，则，支护密度为：N实=5/(L棚L柱)=5/(0.63.4)=2.45(根/m2)式中：N实-实际支护密度根/m2L棚-实际棚距0.6mL柱-最大控顶距3.4mN设=Pmax/F0=31.25/24=1.30根/m2式中：N设-支护强度必须的支护密度Pmax-计算取的最大支护强度F0-支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根经计算：N实=2.45根/m2N设=1.30根/m2，故取支柱棚距为0.6m，每棚站柱5根，符
18、合要求。(2)“护”：包括护帮顶和护底a、护帮顶：护顶：根据工2012/04/12/124958_3.shtml艺要求，顶板舍邦实行全封闭管理，保证不漏顶，不漏帮，根据理论计算和所提供的材料选择60050mm棚距(中-中)，对棚架设。使用荆芭质量必须可靠，做到强度高，密度大，椽子直径不少于50mm，打顶时做到荆芭搭接合理(150至200mm)，椽子摆放均匀，每棚6根，不得出现漏顶现象。b、护底为保证采面支柱支撑力，支柱要深入碴面以下150mm，且要蹬到硬底上，底板松软地段要站木鞋板、铁鞋板或符号要求的塑料鞋板。(木鞋规格为:400mm160mm60mm)(3)“稳”的准则要求支架具有抵抗来自层
19、面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初=hr(cos+sin/f)/G实式中：P初-支柱初撑力KN/根h-复合岩层厚度根据跨落高度取2.5mr-复合岩层密度2.0t/m;-煤层倾角26G实-支护密度2.45根/米2f-软硬岩层之间摩擦系数取0.9则：P初=2.52.0(cos26+sin26)/0.9/2.45=2.83t/m2=27.76kN故：对照郑煤集团规定，中排单体柱初撑力保证在55KN以上，煤墙及老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。2.2.2采场支护设计a、采场支护：采
20、用DW22-30/100型单体柱配2.4m长型钢梁支护，每对棚5根柱，对棚距(中中)0.6m，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1.0m，见图附后。b、工作面下安全出口支护：工作面下安全出口长3.0m，行人宽度不小于0.8m，高度不低于1.8m，布置6对12根3.8m型钢梁支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过0.6m。工作面机头与下付巷搭接处架设一对抬口棚，抬口棚必须保证抬住下付巷棚梁，用木楔背好。c、工作面上安全出口支护：工作面上安全出口长3.0m，行人宽度不小于0.8m，高度不低于1.8m，布置6对12根3.8m型钢梁支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对
21、棚距不超过0.6m。工作面机尾与上付巷搭接处架设一对抬口棚，抬口棚必须保证抬住上付巷棚梁，用木楔背好。d、上、下付巷超前支护：工作面上、下付巷的上、下帮自工作面煤墙不少于20m的超前支护。分别在上、下付巷的上、下帮自煤墙向外打设不少于10m的双抬棚;以外1020m打单抬棚支护，支在靠采面的一侧。抬棚用1.2m铰接顶梁配合单体液压柱支护，支柱要顶住梁的中间，梁离巷邦300mm为宜按线架设，与工字钢梁不铰接处用楔子背牢，不得间断。e、尾巷回收：上、下付巷尾巷与工作面放顶线放齐，下付巷尾巷最多可滞后放顶线1m，保证柱、梁、坑木、工字钢100%回收。2.2.3初次来压、周期来压和顶板管理a、该工作面根
22、据相邻工作面顶板情况，预测初次来压步距一般为15m，周期来压步距为6m，在此期间顶板开始大面积垮落，压力急骤增大，所以必须加强顶板管理。b、做好初次来压期间顶板预测工作，每班技术员对当班顶板冒落情况如实向区队汇报，填好记录。c、严格初采期间工程管理，工作面在放炮或放顶之前要进行二次注液，保证柱子初撑力达到要求，支柱液压阀漏液或卸载时，要及时处理。d、顶板有来压预兆或冒落预兆时，不准移副梁待压力稳定后，方可进行移副梁放顶。并有班组长观山，发现顶板异常，压力增大有掉碴等预兆时，立即撤人。e、初次来压前，工作面放顶时，工作面溜子要停止运行或间断运行，溜子停开有准确信号。f、在工作面初次来压前，如果采
23、空区的直接顶冒落高度小于1.5m或舍邦被埋少于支柱高度的三分之二以下时，舍帮要打抬棚，一梁三柱，背牢升紧，必要时，加密集支柱切顶和在舍帮每隔5m打设木垛加强支护，工作面严禁出现空载支柱。g、如果放顶5排，老顶仍不落，必须制定专项技术措施。该采面推至离12采区皮带下山30m处为停采线，进行回收，回收时，制定专项安全技术措施，回采结束后，45天内，必须对采空区进行封闭注浆。312022工作面生产系统3.1运输系统3.1.1运煤路线12022工作面(溜子)12022下付巷(溜子、皮带)12采区皮带下山(皮带)四巷溜煤囤主一部皮带主井平地(皮带)煤场3.1.2运料路线设备、平地料场斜井井口装车斜井轨道
24、轨道下山12022上付巷车场12022上付巷工作面。3.1.3工作面运输设备选型12022下付巷长度495m，倾角=-3，对该工作面设备进行选型设计。工作面下巷里段100m溜子运输。(一2012/04/12/124958_4.shtml)、胶带机选型1、设计依据设计生产能力30万t/a输送长度L=400m上山倾角=3工作制度330d/a，16h/d运输任务担负回采工作面运煤煤的散集容重=0.98tm3煤在胶带上的堆积角=30煤的最大块度max=150mm(大部分接近面煤)设计生产率A=100t/h初选用DTL65/20/30型胶带输送机,其参数：带速1.63m/s，胶带宽度650mm，电机功率
25、2*30KW，电压660V。式中：m电动机功率备用系数，取1.15; 1机械传动效率，一般取0.9; a多机不平衡系数，双机时取0.9;b电压降系数，井下采区取0.9。5、胶带输送机选择根据以上计算，运输巷采用功率2*30KW防爆电机驱动的原有DTL65/20/30型胶带输送机,其参数：设计运输生产率200t/h，带速1.63m/s，胶带宽度650mm，电机功率2*30KW，电压660V。胶带机铺设完成后，应检测运输设备及其铺设质量，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。6、运输能力验算A=B(KVC)2/(10001.25)=0.65(4581.60.980.9)2/(10001.25)=
26、217t/h年运输能力计算为：33010110=33万t/a式中：330年设计330天工作; 10每天10h净运输工作时间; 110每小时平均运输能力，取217t/h的一半。富裕系数33/5=6.61.2，满足运输要求。(二)、顺槽刮板机输送选型1、设计依据设计年生产能力30万t/a输送长度L=120m倾角向上=3运输任务担负采区运煤设计运输生产率A=50t/h2、选择刮板机输送类型根据A=50t/h，顺槽选用SGB420/40T型刮板输送机。其有关技术特征：出厂长度：L=120米运输能力：M=80t/h刮板链速：v=0.86米/秒刮板质量：q0=16.95公斤/米电机功率：N=40KW破断拉
27、力：SP=320000N3、运行阻力、牵引力和功率计算重段运行阻力q=A/3.6v=16.15kg/mWxh=(q0wo+qw)Lcos-(q0+q)Lsing=(16.950.4+16.15*0.7)120cos4-(16.95+16.15)120sin49.8=110613.43N空段运行阻力Wk=q0gL(wocos+sin)g=16.95120(0.4cos4+sin4)9.8=8442.14N考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力Wo=1.21(Wk+Wxh)=1.21(8442.14+19471.38)=33775.4N电动机轴上的总功率计算N=WOv/1000*0.8(传动装
28、置效率)=33775.40.86/800=36.31KW考虑20%的备用功率取电动机功率备用系数1.2N=1.236.31=43.57KW电机功率不够，因此采用SGB420/80T型刮板输送机，双电机驱动。4、链子强度验算K=2*0.85Sp/Smax=20.85320000/33775.4=16.114.2链子强度足够。2012/04/12/124958_5.shtml顺槽选用一部SGB420/80T型刮板输送机。(三)、切巷刮板机输送选型1、设计依据设计年生产能力30t/a输送长度L=80m倾角向上=26运输任务担负采区运煤设计运输生产率A=50t/h考虑切巷刮板输送机运行条件均优于顺槽刮
29、板输送机运行条件，故切巷刮板输送机选型计算从略，直接选用一部SGB420/40T型刮板输送机。3.2通风系统矿井通风方式为中央并列式，通风方法为负压抽出式，即主立井、副斜井进风，回风立井回风，在地面风井安装两台FBCDZ-NO.19型对旋轴流式通风机。一台工作，一台备用，配套电机110KW2，电压380V。矿井总进风量为4077m3/min，总回风量为4158m3/min，负压1320Pa，能够满足安全生产需要。设计工作面采用U型通风方式，风流路线为：副斜井12022进风绕巷12022下付巷工作面12022上付巷回风绕巷八井回风下山风井地面。3.2.1掘进工作面需要风量掘进工作面需风量按瓦斯涌出量，爆破需风量和同时作业最多人数分别计算，然后取其中最大值。
