某某煤矿采煤工作面设计说明书.docx

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某某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

　　12采区位于井田南部，其边界范围为，北以+200m二1煤层底板等高线为界，南至二1煤层露头，西以38111600纬线为界，东至井田边界。

采区走向长1400m，倾斜宽410m，煤层倾角平均24.5°，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：

12062→12032→12042→12012→12022

　　1.212022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+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0～2.0m，平均1.5m，煤层走向270～273°，倾向0～3°，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。

　　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8～12个月，在以后的矿井生产中要对煤层的自燃加以预防。

　　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4～5级，普氏硬度系数2～3，岩石内磨擦角32°38´，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面，俗称大占砂岩。

平均厚度13.24m左右，普氏硬度系数8～11，内磨擦角82°53´～84°48´，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：

40000×1.5×1.38=8.28万t;

　　可采储量：

37600×1.5×1.38=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

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http:

//www.mkaq.org/html/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0.00962～1.863L/s.m，渗透系数0.1567～5.85m/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L1～L4石灰岩，石灰岩平均厚13.63m，该组单位涌水量0.0021～0.00491L/s.m，渗透系数0.0362～0.222m/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0.353～0.664L/s.m，渗透系数2.93～9.44m/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2.45～58.23m，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0.0062～0.018L/s.m，渗透系数0.014～0.2974m/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0.22°～2.62°C/100m，平均1.23°C/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π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、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）。

　　2.1.112022上付巷

　　12022上付巷开口坐标：

x=3800111，y=38412417，顶板标高+338.8m。

设计巷道沿煤层底板掘进，走向方位角930，平均坡度-2042′。

采用11﹟矿工钢支护，规格为2.6×2.4m，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。

　　2.1.212022下付巷

　　12022下付巷开口坐标：

x=3800185，y=38412430，顶板标高+304.6m。

12022下付巷外段300m顺着原来12042上付巷沿空掘巷，该巷道里段195m掘进方位角93°，平均坡度-3°。

采用11﹟矿工钢支护2.6×2.4m，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。

　　2.1.312022工作面切眼

　　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DZ2

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//www.mkaq.org/html/2012/04/12/124958_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1700～2200㎜，额定工作阻力250kN，额定工作压力29.5Mpa，初撑力115～157kN。

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，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=（6×10×2.5）/（2×2.4）=31.25t/m2

　　式中：

P1——支架支护强度t/m2

　　MA----直接顶厚度6m

　　YA----直接顶平均容重2.5t/m3

　　LA----直接顶初次垮落步距10m

　　L小----最小控顶距2.4m

　　B、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

　　=6×2.5×3.4/2.4=21.25t/m2

　　式中：

A----直接顶作用力t/m2

　　MA----直接顶厚度6m

　　Ye----直接顶容重2.5t/m2

　　L----最大控顶距3.4m

　　L小---最小控顶距2.4m

　　P2=A+MBYBCB/4ktL小

　　=[21.25+（13.24×2.5×15）]/4×2.5×2.4

　　=（21.25+496.5）/24=21.57（t/m）

　　式中：

P2----支架支护强度t/m2

　　A----直接顶作用力21.25t/m2

　　MB----老顶厚度13.24m

　　YB----老顶容重2.5t/m3

　　kt----岩重分配系数kt=2.5

　　L小---最小控顶距2.4m

　　CB----老顶初次来压步距15m

　　C、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+（13.24×2.5×6）]/（4×2.5×2.4）

　　=219.85/24=9.16（t/m2）

　　式中：

P3----支架支护强度t/m2

　　A----直接顶作用力21.25t/m2

　　Mc----老顶厚度13.24m

　　YC----老顶容重2.5t/m3

　　CC----老顶周期来压步距6m

　　D、按经验公式计算

　　按照经验，支护强度为采高岩重的6～8倍。

　　P4=8M=6×2.5×2=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/m2

　　E、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/（0.6×3.4）=2.45（根/m2）

　　式中：

N实----实际支护密度根/m2

　　L棚----实际棚距0.6m

　　L柱----最大控顶距3.4m

　　N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/m2>N设=1.30根/m2，故取支柱棚距为0.6m，每棚站柱5根，符合要求。

（2）“护”：

包括护帮顶和护底

　　a、护帮顶：

　　护顶：

根据工

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//www.mkaq.org/html/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600±50mm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:

400mm×160mm×60mm）

　　（3）“稳”的准则

　　要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，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（cosα+sinα/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2.5m

　　r-----复合岩层密度2.0t/m⊃;

　　α-----煤层倾角26°

　　G实------支护密度2.45根/米2

　　f------软硬岩层之间摩擦系数取0.9

　　则：

P初=2.5×2.0×〔（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：

采用DW22-30/100型单体柱配2.4m长π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3.8mπ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3.8mπ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10～20m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→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β=-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

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中国煤矿安全生产网（www.mkaq.org）详细出处参考：

http:

//www.mkaq.org/html/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β=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γ=0.98t∕m3

　　煤在胶带上的堆积角ρ=30°

　　煤的最大块度αmax=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2*30KW，电压660V。

　　式中：

m—电动机功率备用系数，取1.15;

　　η1—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（KVγC）2/（1000×1.25）

　　=0.65×（458×1.6×0.98×0.9）2/（1000×1.25）

　　=217t/h

　　年运输能力计算为：

　　330×10×110=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=6.6﹥1.2，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β=3°

　　运输任务担负采区运煤

　　设计运输生产率A=50t/h

　　2、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

　　破断拉力：

SP=320000N

　　3、运行阻力、牵引力和功率计算

　　重段运行阻力

　　q=A/3.6×v=16.15kg/m

　　Wxh=[（q0×wo+q×w）Lcosβ-（q0+q）Lsinβ]×g

　　=[（16.95×0.4+16.15×*0.7）×120cos4°

　　-（16.95+16.15）×120sin4°]×9.8

　　=110613.43N

　　空段运行阻力

　　Wk=q0×g×L（wocosβ+sinβ）×g

　　=16.95×120（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（传动装置效率）=33775.4×0.86/800