2201综采工作面设计说明书.docx
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2201综采工作面设计说明书
永煤集团公司永华能源一矿2201综采工作面设计
编号：
综2201-1号
设计人员：
年月
日生产科长：
年月
日总工程师：
年月日
第一章工作面简介
2201工作面原为炮采工作面，根据生产形势需要，现变更为综采综放工作面。
本工作面开采二1煤层，工作面内煤层平均厚度为
4.2m，综采切眼以东剩余可采储量为96万吨，本工作面服务年限为21个月；本工作面走向长度为1070m，倾斜长度为150m，采用走向长壁全部垮落法回采。
在二1煤层底板约10m的L7灰岩中下部掘进2201轨道集中巷及2201皮带集中巷，集中巷每隔150m掘石门（联巷）揭煤。
工作面支架型号为ZF2200/16/24，采高为2.2m；采煤机为MG132/320-WD双滚筒采煤机，前后刮板输送机长度均为150m；2201轨道集中巷为进风巷及材料运输巷道，2201皮带集中巷为回风巷及煤炭运输巷。
截止2010年5月底，2201轨道集中巷已掘进1450m，剩余390m；2201皮带集中巷已掘进1310m，剩余510m；2201工作面已回采420m。
第二章地质概况
一、采区内煤层赋存情况
2201综采工作面地面标高为＋328.2m～＋448.7m，地面为雷坡农田。
本工作面内有7209号钻孔，见煤标高为－68.19m，煤厚为5.2m。
工作面地面南部为雷坡村，北部为尚未开采的2203工作面，东部为井田边界，西部为双塔农田。
根据工作面及其附近钻孔资料可知，二1煤层赋存于山西组下部
的大占砂岩之下，煤层底板下距L7灰岩顶10m左右，煤层顶板上距田
家沟砂岩底71.21m，二1煤层结构简单，局部含矸1～2层，夹矸多
为泥岩、炭质泥岩。
煤层产状：
走向近东西，向北倾斜，倾角12－20°，平均倾角15°。
煤层沿走向和倾向方向，具有短距离增厚变薄，具有典型的“鸡窝”状特征。
局部不可采，煤层赋存基本稳定。
二、煤质
1、煤质的物理性质
二1煤层为黑色、条痕灰黑色，粉状及鳞片状产出，属半亮型煤。
由于后期构造作用影响，煤层原生结构均受到破坏，呈现为层间挤压、揉搓地构造煤，具擦痕及摩擦镜面。
二1煤层的平均视密度为1.5t/m3，
孔隙度为7－12%。
静止角27度，摩擦角35.7度，散煤容重0.954t/m3。
2、煤层的化学性质
属于低中灰分、低硫、中磷、高热值无烟煤。
根据有关化验结果平均分析，二1煤平均灰分16.79%，含硫0.53%，含砷0.014%，挥发
份3.86％,发热量28.3MJ/kg。
三、瓦斯及煤尘
矿区范围内煤层由于受嵩山断层的影响，赋存条件较差，浅部煤层露头也是瓦斯逸散的主要通道，浅部瓦斯含量较小，深部相对较高，根据2009年度矿井瓦斯等级鉴定，相对瓦斯涌出量0.25m3/ｔ，绝对瓦斯涌出量0.21m3/min，为低瓦斯矿井。
根据煤炭科学研究总院重庆分院提供的煤炭自燃倾向鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告，二1煤层自燃倾向等级为三类，属不易自燃煤
层，煤尘爆炸指数为4.91%，无爆炸危险性。
四、水文地质
1、主要含水层：
本工作面内主要含水层有上寒武统灰岩含水层，该层平均厚度260m，溶洞、溶隙发育，单位涌水量0.00061～1.437L/s.m。
奥陶系灰岩含水层，主要为中奥陶统马家沟组石灰岩，该含水层的富水性极不均一，最小涌水量0.0061L/s.m，属岩溶裂隙承压水，距二1煤层
底板50～60m。
石灰系太原组灰岩含水层，主要有太原组上段、下段灰岩组成灰岩厚度一般在10m左右，该含水层一般富水性较弱，且不均匀，该层距二1煤底板砂岩界一般10m左右，属二1煤层底板直接
充水层。
二叠系山西组砂岩含水层，以大占砂岩和香炭砂岩为主，裂隙不发育，平均厚度30m左右，为二1煤顶板直接充水层。
2、主要隔水层
本区主要隔水层有石炭系本溪组铝质岩、铝质泥岩隔水层，该层平均厚度9.08m，层位稳定，岩性致密，隔水条件良好，正常情况下
可以阻止奥陶系灰岩水和寒武系灰岩水进入矿井，但该区有铝窑开采，遭到破坏，可能失去隔水作用。
二1煤层底板隔水层，该层主要
由砂质泥岩、泥岩组成，厚度一般10m左右，厚度较稳定。
二1煤顶
板隔水层，该层主要由泥岩、砂质泥岩等组成，透水性极差总厚度一般在30m左右。
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第三章工作面设计
在2201轨道集中巷750m处巷道北帮，以方位角351°14′44″掘进5#石门，揭煤后继续沿煤层底板以原方位角掘进综采工作面切眼，切眼长150m；在2201皮带集中巷740m处巷道北帮以坡度+15°掘进5#联巷，揭煤后以方位角75°33′38″掘进50m与综采切眼贯通，形成通风系统。
在2201轨道集中巷870m处以方位角351°14′44″掘进6#石门，揭煤后以方位角254°3′31″掘进2201综采工作面上顺槽6#段，掘进120m后与综采切眼贯通；在2201皮带集中巷940m处巷道北帮以坡度+15°掘进6#联巷，揭煤后以方位角254°3′31″掘进2201综采工作面下顺槽6#段，掘进150m后与综采切眼贯通。
在2201皮带集中巷6#联巷以东每隔150m以坡度+15°掘进联巷，揭煤后向西掘进综采面下顺槽；在2201轨道集中巷6#石门以东每隔150m掘进石门，揭煤后向西掘进工作面上顺槽。
一、巷道断面设计
（一）2201皮带集中巷断面设计
2201皮带集中巷断面为矩形，净宽为3000mm，净高为2400mm，净断面为7.2m2；巷道采用锚网喷浆支护，喷厚为100mm。
（断面设计见图1所示）
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图12201皮带集中巷断面
（二）2201轨道集中巷断面设计
巷道断面为梯形，净宽为3000mm，净高为2400mm，净断面为
7.2m2；巷道采用喷浆支护，喷厚为100mm。
（见图2所示）
图22201轨道集中巷断面
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（三）2201综采面上下顺槽断面设计
2201上下顺槽均采用净口4.2m的36U型钢支护，棚距为中见中0.5m；巷道上部为半圆拱，下部为梯形，半圆拱半径为2.1m。
巷道设计净宽（拱基线处）4.2m，下宽4.4m，净高3m，柱窝深0.2m，内扎角85°，巷道净断面11.1m2；掘进宽度（拱基线处）4.6m，掘进高度3.4m，掘进断面积12.3m2。
详见2201综采工作面上下顺槽巷道断面图。
图32201上下顺槽巷道断面图
（四）2201综采面切眼断面及扩帮后断面设计
切眼掘进时支护采用3.6mπ型钢梁和DW18-300/100型单体液压支柱二梁八柱对棚支护，棚距为中见中0.6m。
切眼断面为矩形，净高2.5m，净宽3.2m，巷道净面积8m2，掘进宽度3.8m，掘进高度
2.8m，掘进断面积10.64m2。
详见图42201综采切眼掘进时支护断面图。
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图42201综采切眼掘进时支护断面图
支架安装前需扩帮刷大断面，刷帮后巷道净宽6m，净高2.5m，
净断面为15m2，掘进宽度6.6m，掘进高度2.8m，掘进断面为18.48m2。
详见图52201综采切眼刷帮后支护断面图。
图52201综采切眼刷帮后支护断面图
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第四章回采工艺
设计工作面长150m，按采煤机牵引速度3m/min计算，割一刀需时50分钟，采煤机的开机率0.3～0.45之间，日循环4刀，两班生产一班检修，所以实际开机率为0.32，循环进度为0.6m，日循环进度为2.4m，即工作面推进速度为2.4m/天，每月按25天计，月推进度为60m/月，每年按300天计，年推进度为720m/年。
采煤机主要技术参数见表1。
一、采煤机的工作方式
1）采煤机的工作方式
由于采区内煤层赋存稳定倾角较缓所以采用采煤机双向割煤，追机作业，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，在工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；采煤机过后移架，后推移刮板输送机，两工序分别滞后采煤机后滚筒5~10m和10~15m。
2）进刀方式
采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式（见图6）
进刀过程如下：
a.当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处留有一段下部煤（见图a）；
b.调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直（图b）；
c.再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见
图书馆c）；
d.将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常
a.回采工艺流程：
采煤机割煤——移架——推前部运输机——放顶煤——移后部运输机
b.装运煤：
装煤：
在采煤机截煤的同时，利用滚筒螺旋龄片和弧型挡煤板自动将煤装入刮板运输机；余煤由产煤板随移溜铲入刮板运输机；
c.移架方式：
移架采用滞后煤机后滚筒3～5架追机顺序移架，移架步距为600mm，追机移架速度赶不上煤机运行时，必须停采煤机移架；
d.移运输机：
移运输机应滞后煤机不少于10m，沿移架方向逐架顺序移动刮板运输机。
二、工作面运煤①工作面运煤方式：
工作面倾角小，采下的煤由刮板输送机经转载机和胶带输送机把工作面的煤运至地面煤堆。
②工作面运煤机械A．刮板输送机选型原则：
目前使用的刮板链有三种：
边双链、中单链和中双链。
本工作面刮板链选用中双链。
刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力，一般取1.2倍。
输送机中部槽的结构选用闭底式。
B．刮板输送机选型：
根据以上原则，以及与采煤机的配套原则，使用SGZ—630/320型刮板输送机，其技术特证见表2
三、工作面支护1．工作面内的支护①支护方式
工作面的支护选用支撑掩护式支架，完成对工作面的支撑、护帮、支架前移，以及推移工作面刮板输送机等一套动作。
②支架选型原则：
支架选型应符合以下几个原则A．支护强度与工作面矿压相适应B．支架结构与煤层赋存条件相适用C．支护断面与通风要求相适用
D．液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配③液压支架的选择：
本顶板基顶来压周期不明显，有移位现象，具有较大的剪切阻力，压力大且顶板破碎，介于以上因素应选用支撑掩护式支架。
由公式：
P=K·La·ΣrlinhliLikiCosaK——动压函数取1.6La——支架宽度1.25m/架
rli——跨落带中第1层基顶分层及附加岩层容重取25KN/m3hli——跨落带中第十层基顶分层及附加岩层厚度4Llki——跨落带中第Ⅰ层基顶分层的岩地长度，10ma——煤层倾角，16°
∴P=1.6×1.25×25×4×10×Cos16°=1538（KN）
根据三机选型配套原则，选择ZF2200/16/24型液压支架，其工作阻力为2200KN，经计算，P不大于支架额定工作阻力的70%，初撑力也满足要求，技术特征参数见表3
2、工作面端头支护①支护方式：
由于工作面的上、下出口处悬顶面积大，机械设备多，又是材料和人员出入的交通口，所以必须加强支护。
②过度支架选型：
过度支架用于工作面两端刮板输送机机头及机尾围护。
技术参数见表4
端头支护及超前支护：
工作面超前段使用3.6m长的π型梁替换U型钢棚，支护方式为一梁三柱对棚支护，棚距为中见中600mm。
沿顺槽方向使用2.4m长的π型梁打3列抬棚，抬棚一梁三柱支护。
支架支护阻力计算时取2.4m为一个计算单元，如图7所示：
图7工作面上下顺槽超前支护支护面积为3.6×2.4=8.64㎡，单体柱共计33根。
采用经验公式计算：
pt=9.81Hγk式中pt——工作面合理的工作强度，kN/㎡；H——采高，取4.2m；γ——顶板岩石视密度，t/m，取2.5t/m；k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，应根据具体情况合理选取。
开采煤层较薄、顶板条件较好、周期来压不明显时，选取低倍数；反之应选取高倍数。
计算时取8。
则pt=9.81×4.2×2.5×8=824.04kN/㎡则每根单体柱载荷为824.04×8.64÷33=215.75kN。
根据上述计算，选用型号为DW28-250/100单体液压支柱。
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第五章劳动组织、经济技术指标及表循环作业图表劳动组织、经济技术指标及表循环作业图表一、劳动组织用比较类推法，根据类似工作面的定员和工作面及劳动定额配备对各项工种和人员数目进行确定，具体工种和人员数目见表5劳动组织表表5工种班长采煤司机刮板机司机转载机司机胶带机司机支架工泵工电站工浮煤清理工端头维护工防尘工运料工油脂回铁工材料工技术员验收员其它合计223223240112一班21111411251劳动组织表二班21111411251150808检修班11111小记744441248623381154810917
二、经济技术指标表表6序号项目主要经济技术指标表单位指标备注12345678910111213141516171819工作面倾斜长工作面走向长放顶高度煤的容重回采率割煤回采率放煤回采率滚筒截深循环产量日循环数正规循环率日产量回采工效月推进度月产量可采储量可采期在册人员出勤率mmmt/m%%%mmt个%tt/工mt万t天人%315010704.21.59595%85%600（每循环进尺）538.648517679.7605116065317.618280二、循环作业及图表采用“三八”制循环作业方式，两班采煤一班检修及准备。
每班割煤两刀，每个正规循环割煤四刀。
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班次时工作面间长度（m）一班二班三班150135120105907560450123456789101112131415161718192021222303015图例割煤拉后溜移架交接班推前溜清理检修放煤19
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