突出采面设计说明书参考样本Word下载.docx
《突出采面设计说明书参考样本Word下载.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《突出采面设计说明书参考样本Word下载.docx（59页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
己15—22060工作面及瓦斯综合治理设计说明书
1工作面概况及危险源分析
1.1工作面概况
1.1.1工作面概况
该工作面位于二水平己二上山采区西翼，东起采区上山，西至十二矿北风井己组保护煤柱线，南邻正在准备的己15－22040采面，北部尚未开发。
该工作面标高－510～－656m，地面标高+120～+150m，埋深630～806m。
工作面东西可采走向长877m，南北倾斜宽168m，采高3.6m，圈定可采储量69.5万t。
1.1.2煤层赋存情况
根据钻孔资料及揭露己15煤层分析，该采面煤厚在3.4～3.85m，平均3.6m，在构造区域有变薄情况。
煤层倾角17～28°
，平均22°
，呈西缓东陡之趋势。
1.1.3地质构造
该采面地质情况简单。
该区域地质资料揭露稀少，根据钻孔、皮带上山及己15－22040机巷揭露的资料分析，预计该采面不会有大的地质构造。
1.1.4顶底板岩性
直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，距煤层顶板0.8m左右有一层0.1～0.5m的煤线，该层易随采随落。
直接底为一薄层泥岩，厚约2m，遇水易膨胀。
煤岩层综合柱状图如图1所示。
1.1.5水文
该采面水文地质条件简单，煤层顶板中粗粒砂岩含水层裂隙发育，富水程度中等。
预计正常涌水量2～3m3/h，最大5m3/h。
图1煤岩层综合柱状图
1.1.6自燃发火期
己15煤层自燃发火期4～6个月。
1.1.7瓦斯
该工作面瓦斯压力1.8MPa，瓦斯含量22.0m3/t，根据突出危险等级划分，属突出危险工作面。
1.1.8地表
地面为山坡，无建筑物及水体。
1.2危险源分析
1.2.1危险源分析
1、顶板
直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，厚度6m，属Ⅱ类顶板，开采过程中，顶板不会及时冒落，可能造成大面积悬顶。
当顶板跨距达到一定距离时突然冒落，可能会造成采空区瓦斯突然涌入采掘空间，会造成瓦斯超限。
2、带压开采
（1）采面底板承压水情况
己15－22060采面开采深度－510～－656m，最低开采深度－656m，二水平己组西大巷（标高－692m）水文观测孔水位-363m，己15－22060采面属带压开采，承压水头值1.81～3.27MPa。
采面底板隔水岩柱厚度、岩性：
己15煤层底板到寒武系灰岩顶板，包含数层灰岩、泥岩、砂质泥岩和砂岩，组成了己组煤底板隔水岩柱，厚度85m。
3、瓦斯
该区域瓦斯压力1.8MPa，瓦斯含量22.0m3/t，根据突出危险等级划分，属突出危险工作面。
本煤层掘进及回采均按突出危险工作面管理，需采取瓦斯综合治理措施，具体治理方案详见第四章瓦斯治理专项设计。
4、煤层自燃
己15煤层自燃发火期4～6个月，本煤层抽放及回采期间，应加强检查、监测，完善防灭火系统，并保持合理的推进速度。
5、粉尘
在采掘过程中，将产生大量煤岩尘，会对人员健康及设备运行造成一定危害。
2工作面工程设计
2.1工作面巷道布置
工作面巷道布置自南向北依次为风巷、高位尾巷、底抽巷、机巷。
机巷按“机轨合一”布置。
风巷与己15—22040机巷中对中8m布置；
高位尾巷与风巷中对中10m；
底抽巷与机巷中对中内错25m布置。
巷道布置如图2-1所示。
图2-1工作面巷道布置示意图
2.2巷道断面支护
2.2.1巷道、硐室规格
巷道断面、长度参数如表2-1所示。
表2-1巷道参数表
巷道名称
断面规格
断面（宽×
高m）
支护方式
工程量（m）
风巷
斜矩形
4.6×
3.0
锚网索
941.8
底抽巷
半圆拱
4.0×
锚网
1048
机巷
899.4
切眼
矩形
6.4×
2.6
168
机头硐室
锚网索喷
30
联络川
2.6×
12
车场
120
避难硐室
长×
宽×
深4.0×
3.0×
2.4
锚网、砌墙
水泵窝
深3.0×
1.0
2.2.2巷道支护
该工作面直接顶为厚6m的细砂岩与粉砂岩互层，距煤层顶板0.8m左右有一层0.1～0.5m的煤线，该层易随采随落。
对巷道围岩地质力学评估，综合分析巷道顶板为复合顶板，节理较发育。
采用理论分析计算及工程类比法确定支护参数。
1、按悬吊理论
①锚杆长度L
L=L1+L2+L3
式中：
L1—锚杆外露长度，mm；
高强让压锚杆一般为150mm
L2—软弱岩层厚度，1000mm；
L3—锚杆伸入稳定岩层深度，mm。
800mm
计算得L=1950mm。
②锚杆间排距
D≤1/2L=975mm。
2、按自然平衡拱理论计算
（1）两帮煤体受挤压深度C
=3.91m
K—自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；
矩形断面，取2.8；
r—上覆岩层平均容重，取2.5t/m3；
H—巷道埋深，m；
800m
B—固定支撑力压力系数，按实体煤取1；
fc—煤层普氏系数；
1.2
Kc—煤体完整性系数，0.9～1.0；
a—煤层倾角，°
；
22
h—巷道掘进高度，m；
3.0m
ψ—煤体内摩擦角，arctanψ=fc。
Ψ=50°
。
（2）潜在冒落高度
=1.6m
a—顶板有效跨度之半，m；
Ky—直接顶煤岩类型性系数。
当岩石f=3～4时，取0.45；
f=4～6时，取0.6；
f=6～9时，取0.75。
fr—直接顶普氏系数。
6
（3）两煤帮侧压值Qs
=313KN
n—采动影响系数，取2～5；
r煤—煤体容重，13.1KN/m3。
①顶锚杆长度
L=L1+b+L2=2.98m
L1—锚杆外露长度，m；
0.15m
L2—锚固端长度，m；
L2为
=1.23m，其中：
R—锚固剂半径，11.5mm；
R1—钻孔半径，14mm；
R1—锚杆半径，11mm；
L药—700mm；
b—潜在冒落拱高度，m。
锚杆间距：
D≤1/2L=1.73m。
锚杆排距：
L0=Nn/2K·
ral2=1.15m。
n—顶板每排锚杆根数；
7
N—每根锚杆锚固力，KN；
100KN
K—安全系数，取2～3；
r—上覆岩层平均容重，取25KN/m3；
a—1/2巷道掘进跨度，m。
2.3m
②煤帮锚杆
锚杆长度：
L=L1+C+L2=5.29m
D=Nh/L0KQs=0.33m
N—设计锚杆锚固力，80KN；
L0—煤帮锚杆排距，同顶板排距；
Qs—两帮侧压值，KN。
3、按组合梁原理计算
L=L1+L2+L3=2.38m
L3—锚固端长度，m；
1.23m
L2—组合梁自撑厚度，m。
=1m，其中：
K1—与施工方法有关的安全系数。
掘进机掘进2～3；
爆破法掘进3～5；
巷道受动压影响5～6。
P—组合梁自重均布载荷，2MPa；
ψ—与组合梁层数有关的系数；
0.75；
B—巷道跨度，m；
σ1—最上一层岩层抗拉计算强度，己15煤层直接顶砂岩抗拉强度3MPa；
σx—原岩水平应力，σx=λrz=5MPa，λ—侧压力系数，一般为0.25～0.4；
Z为巷道埋深，806m。
组合层数
1
2
3
≥4
ψ值
0.75
0.7
0.65
②锚杆间距
以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性。
=0.859mm
h1—最下一层岩层厚度，1m；
n1—最下一层岩层的抗拉强度折减系数取0.4；
σl—最下一层岩层的抗拉强度，3MPa；
K1—安全系数，8～10；
Kp—动压巷道围岩取2；
γ1—最下一层岩层的容重取24KN/m3。
4、锚索支护设计
①锚索长度
L=La+Lb+Lc+Ld=4.19m
L—锚索总长度，m；
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；
=1.64m，其中：
K—安全系数，一般为2；
d1—锚索钢绞线直径，17.8mm；
fa—钢绞线抗拉强度，1840N/mm2；
fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，2.2m
Lc—上托盘及锚具的厚度，0.1m；
Ld—需要外漏的张拉长度，0.25m。
②锚索数量
=2
N—锚索的数量；
K—安全系数，一般为2；
W—被悬吊岩石的自重，KN；
=387KN。
其中：
B—巷道掘进宽度，4.8m；
∑h—悬吊岩石厚度，取2.2m；
∑γ—悬吊岩石的平均容重，24KN/m3；
D—锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取1.4m。
P断—锚索的最低破断载荷，KN；
353KN。
根据计算结果及工程类比分析，机巷、风巷、切眼顶板均采用锚网索梁支护；
风巷上帮加梯子梁，风巷顶板破碎时，可挑掉复合顶。
锚杆选用Φ20×
7000mm预应力鸟巢锚索。
锚杆排距700mm，机、风巷锚索成对布置，与锚杆错排；
锚索排距1400mm。
金属网采用Φ4mm冷拔丝金属网，网格40×
40mm。
机头硐室段喷砼处理，厚度100mm。
机巷、风巷断面及支护参数如图2-2、图2-3所示；
切眼支护如图2-4所示。
底抽巷选用Φ20×
2000mm等强锚杆支护。
参数如图2-5所示。
水泵窝、避难硐室采用锚网支护，参照风巷。
图2-2机巷支护断面示意图
图2-3风巷支护断面示意图
图2-4切眼支护断面示意图
图2-5底抽巷支护断面示意图
2.3采掘工艺
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，一次采全高。
2.3.1工作面生产能力
根据采区内已回采工作面统计资料，结合该工作面实际情况，计算如下：
A采=10-4L·
T·
P=10－4×
168×
800×
4.7=63.2万t/a
A采—采煤工作面平均生产能力，万t/a；
L—工作面平均长度，168m；
T—工作面平均年推进度，800m；
P—平均煤层生产能力，4.7t/m2。
确定工作面生产能力63.2万t/a。
2.3.2掘进工艺
风巷采用EBZ160综掘机施工；
机巷、切眼和底抽巷采用爆破法施工。
1、落煤
综掘机在工作面右上部进行掏槽，机器逐步向前移动，截割头切入工作面煤壁0.2m。
然后停止机器移动，操纵装载机构的铲板紧贴工作面底板作为前支点，机尾的后支撑也同样紧贴底板作为后支点。
最后再摆动悬臂切割头切落出整个巷道断面。
截割头在巷道切割移动的路线为：
首先从工作面左帮顶板边角钻进，沿煤层层理左右横扫切割，自上向下逐层切割直至底板，切割出设计断面。
综掘施工工序：
工作面交接班→运料（同时打锚索、补上班预留的锚杆）→拉跑道→掘进机割煤→铺顶网→操作锚杆机、打顶眼→上锚网梁→刷帮→铺帮网→打帮锚杆→打锚索。
2、装煤
采用采用EBZ160综掘机耙爪进行装煤；
机巷、切眼采用SGZ-40T刮板输送机运煤；
底抽巷采用P90B-120B耙斗装岩机出碴。
3、运煤
风巷采用综掘机自带刮板输送机及胶带输送机运煤，机巷、切眼采用SGZ-40T刮板输送机及胶带输送机运煤。
4、支护
采用锚网索支护，详见第2章第2节。
2.3.3采煤工艺
工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。
一次采全高，采高3.6m，见顶见底回采。
经预测不超标，允许割煤。
1、采煤机选型
采煤机应具有的最小生产能力由下式计算：
Qh=Qy×
f/[D×
（N-M）×
t×
K]=
=392t/h
Qh—工作面设备所需最小生产能力，t/h；
Qy—要求的工作面年产量，63.7×
104t/a；
D—年生产天数，330d；
f—能力富裕系数，1.3；
N—日作业班数，3班；
M—每日检修班数，1班；
t—每班工作时数，8h；
K—开机率，0.4。
根据采煤机最小生产能力要求，选用MG300／700－GWD采煤机能够满足生产要求。
Qt=60BHVqρK=543t/h
Qt—采煤机理论生产能力，t/h；
B—滚筒的有效截深，m；
0.6
Vq—给定条件下滚筒采煤机最大牵引速度，m/min；
8m/min
H—工作面的平均采高，m；
3.6
ρ—煤的实体密度，t/m3；
1.31t/m3
K—开机系数，0.3～0.45。
2、支护设计型式
工作面直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，厚度6m，属Ⅱ类顶板，中等稳定。
基本顶为中～细粒砂岩，属Ⅱ级顶板。
根据已采工作面情况，当煤层被采出后，直接顶呈悬臂梁状态，能悬露一定时间，支架前移后能顺利垮落，垮落岩块充填采空区高度大于煤层采高。
当直接顶垮落后，基本顶悬露一定距离后呈周期性断裂下沉，支承压力主要作用在前方煤壁上和采空区直接顶垮落矸石上，只有少部分作用力通过直接顶作用于支架上，因此支架主要支撑直接顶自重，在周期来压期间还要支撑基本顶通过直接顶作用于支架上的少部分作用力，其合力约为8倍采高的直接顶岩石自重。
（1）支架选型设计
①每组支架工作时顶板载荷
根据顶板岩性分析每组支架在基本顶周期来压时所承受的顶板载荷：
Q=KHFr=8×
3.6×
1.5×
4.25×
25=4590KN
K—顶板厚度系数，取8
H—采高，3.6m；
F—顶梁承载面积；
r—岩石重度，取25KN/m3。
每组支架设计工作阻力为：
P=5600KN，因P>
Q，故支架满足承载要求。
②底板比压验算
支架工作时产生的底板比压小于等于底板容许比压，即
=1.464MPa
qc—支架达到额定工作阻力时对底板产生的底板比压，MPa；
Pm—支架额定工作阻力，MN；
5.6MN
ST—支架底座面积，m2。
3.825m2
ZY5600/20/40型液压支架对底板最大比压为1.464MPa，己15煤层容许底板比压为2.34MPa，故此支架对底板适应。
③支架支护强度验算
P=KγΣhcosα×
g×
10-6=0.417MPa＜0.86MPa
P—支架支护强度，MPa；
K—支架受力不均衡安全系数，一般取1.6～2.0，取2.0；
γ—顶板岩石容重，取2.5t/m3；
α—煤层倾角，取22°
Σh—冒落带岩石厚度，Σh=m/（K-1）=9，式中：
m—采高，取3.6m；
K—岩石碎胀系数，一般取1.2～1.5，取1.4；
由计算可知，支架支护强度符合要求。
ZY5600/20/40型液压支架支护强度为0.86～0.98MPa。
④初撑力
液压支架初撑力P0不低于设计值的80%，ZY5600/20/40型液压支架初撑力为5064KN，P0=5064×
80%=4052KN。
液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m，直线偏差不超过±
50mm，中心距偏差不超过±
100mm。
伸出侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340mm。
（2）端头支护
工作面上、下端头采用长3.6mπ型长钢梁，长钢梁间距0.2m，成对间距0.7m，一梁三柱，交替迈步前移，移动步距0.6m。
（3）超前支护
两巷超前支护采用DZ-28（35）型单体液压支柱均配合HDJA-1000型金属铰接顶梁，超前支护段长度不小于30m。
3、液压泵站及系统主管路选择
支架的快速、安全操作是实现高产高效的前提，而支架的移架速度主要取决于支架液压系统的流量。
为了适应综采工作面快速移架、推移输送机的需要，要求工作面乳化液泵站设备流量应不小于315L/min，压力不小于31.5MPa。
进液管直径选用31.5mm高压管，回液管选用直径38mm低压回液管。
工作面设计选用WRB315/31.5型乳化液泵站，配用RX200/16A乳化液箱（两泵一箱）。
其技术参数如下：
流量：
315L/min
压力：
31.5MPa
装机功率：
200KW
电压：
1140V
4、回采工艺
①落煤
采用MG300/700－WD型双滚筒电牵引采煤机端头斜切进刀双向割煤，滚筒前顶后底。
②装煤
采用采煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板在采煤机运行和推移工作面输送机过程中完成装煤工作。
③运煤
工作面采用SGZ—764/500WS型刮板运输机运煤；
机巷采用SZZ—764/200型转载机（配PCM110型破碎机）和SPJ1000－2×
75型胶带输送机运煤。
④支护
液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m，伸出侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340mm。
⑤顶板管理
采用全部垮落法管理顶板。
5、工艺说明
工艺流程：
割煤→推移输送机→移架→割煤。
（1）落煤：
采煤机端头斜切进刀割煤，采高3.6m，截深0.6m。
（2）推移运输机：
采煤机割煤后，滞后采煤机12～15m，将运输机推至煤墙，并确保运输机弯曲段不小于15m，按采煤机运行方向依次进行。
（3）移架：
采煤机过后及时伸出护帮板护顶，滞后采煤机3～5架，依次顺序移架，顶板破碎地段采用带压移架，移架步距0.6m。
3工作面各生产系统
3.1主运输系统
3.1.1采面主运输系统
工作面采用SGZ—764/500型刮板运输机运煤，额定能力900t/h。
采用SZZ—764/200型转载机运煤，额定能力1000t/h。
机巷采用一部SPJ1000－2×
132伸缩胶带输送机运输，技术参数：
最小运量q＝650t/h，带速V＝2m/s，N＝264KW，最大运距1300m。
机巷胶带运输机能力验算：
＝312万t＞采面生产能力120万t/a。
工作面输送机能力满足生产要求。
3.1.2采区主运输系统
己二皮带上山：
带式输送机1部，型号DTL100/65/4×
315（X）；
技术参数：
运量q＝650t/h，带速V＝2.5m/s，N＝315KW，运距600m。
入仓皮带：
带式输送机1部，型号STJ1000/2×
75。
运量q＝630t/h，带速V＝2m/s，N＝150KW，最大运距1000m。
实际运距160m。
采区主运输能力验算：
＝302万t＞采面生产能力120万t/a。
采区输送机能力满足生产要求。
3.1.3出煤系统
工作面→机巷→己二皮带上山→入仓皮带→己四采区煤仓。
出煤系统如图3-1所示。
图3-1主运输系统示意图
3.2辅助运输系统
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。
斜巷运输按《煤矿安全规程》规定完善一坡三挡、信号硐室等安全设施。
辅助运输系统：
西翼空重车线→己四车场→己二轨道上山→己15－22060风巷设备道→己15－22060风巷。
辅助运输系统如图3-2所示。
图3-2辅助运输系统示意图
3.3通风系统
底抽巷掘进工作面配风量450m3/min，风、机巷掘进工作面配风量800m3/min，回采期间采煤工作面配风量2700m3/min，具体计算如下：
3.3.1底抽巷掘进工作面风机选型
1、按瓦斯涌出量计算
Qhf=125·
qhg·
khg=125×
0.5×
1.5=93.75m3/min
qhg—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.5m3/min；
khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.5；
125—回风流中瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数。
2、按最大炸药用量计算：
Qhf≥25Ahf=25×
6=150m3/min
Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，6kg；
考虑风筒10％的漏风率，选用2×
30KW对旋式风机供风，Q吸＝450m3/min。
3、按局部通风机实际吸风量计算
Qhf=Qaf·
I+60×
0.15Shd=450×
1+60×
0.15×
10.3=542.7m3/min
Qaf—局部通风机实际吸风量；
m3/min
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
0.15—无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速；
升级会员 