吕沟煤矿C七401高水充填采面设计.docx

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吕沟煤矿C七401高水充填采面设计

第一章设计依据

1.1上级部门批准地设计：

《七4煤层深部开采设计》，批准时间：

2010年元月

1.2设计采面位置、范围，井上、下关系及四邻采面（边界）地地质情况：

1.2.1采面位置及范围

C七401采面位于吕沟煤矿七4煤层八号水平东翼，东至Y=38441590坐标线，西至Y=38441400坐标线，北至七4集中运输平巷保护煤柱，南至矿井边界（-400M水平等高线）.采面上限标高为-198m，下限标高为-400m，地面标高+172～+160m，走向长190m，倾向长约770m，面积14.63万m2.

C七401采面上部为七4802采空区，采面范围内无村庄.地形为构造剥蚀类型为主地低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型.为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为+172～+160m,有大量农田，采面范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘.

1.2.2煤层赋存特征

赋存于二叠系上统上石盒子组七煤段中部，上距平顶山砂岩220m，下距六2煤层（原采矿证五2煤层）90m.煤层直接顶、底板多为深灰色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，煤厚0—1.51m，一般0.80—1.10m，平均厚度0.86m，以薄煤层为主.煤层结构简单，一般含一层炭质泥岩夹矸，厚0.05—0.29m.

1.2.3瓦斯

2010年工信厅批复瓦斯相对涌出量为4.68m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.34m3/min，属于低瓦斯矿井.C七401采面绝对瓦斯涌出量为0.26m3/min，二氧化碳绝对瓦斯涌出量为0.30m3/min

1.2.4煤尘

根据2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供地检验报告，矿井所采七4煤层煤尘爆炸指数为18.38%，具有中等强度爆炸性.

1.2.5煤层自燃

2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供地煤层自燃倾向性鉴定报告，七4煤层属自燃煤层.但在50年实际开采过程中无发生过自燃发火现象.

1.2.6水文地质

正常涌水量10m3/h、最大12m3/h.主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层（ⅦⅠ），可造成七4煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对开采偶有影响.C七401采面防治水工作简单易行，采掘工程不受水害影响.

1.3邻近采面及边界小窑采空、积水情况资料:

C七401采面范围内无小煤窑采空和积水.

第二章矿井简况

吕沟煤矿设计生产能力30万吨/年，2009年核定生产能力45万吨/年；开采六2、七4两层薄煤；矿井采用片盘斜井开拓，两翼对角式通风；水文地质条件简单；瓦斯矿井；所采六2、七4煤层煤尘具有中等强度爆炸性，均属Ⅱ级自燃煤层；正常涌水量为100m3/h，最大涌水量120m3/h.矿井目前有2个生产采面.

1、矿井现生产采面情况：

92采区：

布置一个炮采工作面，六2901采煤工作面，可采储量83.2万吨，截止2012年1月底，剩余可采储量69.3万吨，预计2014年12月回采结束.

91采区：

布置一个炮采工作面，六2902采煤工作面，可采储量36.7万吨，截止2012年1月底，剩余可采储量22.6万吨，预计2013年4月回采结束.

2、新采面、新水平情况：

C七401采面施工情况及首采工作面形成时间

C七401采面：

预计2012年9月布置完毕，合计可采储量21.22万吨，预计2013年1月具备生产条件.

3、开采C七401采面地必要性

吕沟煤矿目前生产布局来看，矿井在六2水平布置2个采面（六2901采面、六2902采面），六2901采面预计2014年12月回采结束；六2902采面预计2013年4月结束，为确保采掘接替和矿井可持续发展布置C七401采面.

C七401采面位于七4煤层八水平东区，利用七4八东大巷做为回风巷形成生产系统，巷道工程量小、工期短，是矿井采面接续地最佳途径.

第三章C七401采面简况

第一节采面位置及范围、储量

1、采面位置及范围

C七401采面位于吕沟煤矿七4煤层八号水平东翼，东至Y=38441590坐标线，西至Y=38441400坐标线，北至七4集中运输平巷保护煤柱，南至矿井边界（-400M水平等高线）.采面上限标高为-198m，下限标高为-400m，地面标高+172～+160m，走向长190m，倾向长约770m，面积14.63万m2.

C七401采面上部为七4802采空区.

2、地面情况及受生产影响程度

2.1地面建筑、设施等

采面范围内无村庄.

2.2地形（地貌、植被、地层出露情况）

采面范围内为构造剥蚀类型为主地低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型.为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为+172～+160m,有大量农田.

2.3水系及地面水范围

采面范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘.

2.4采掘影响及破坏程度

回采工作面布置为超高水充填工作面，因此回采不会造成地表塌陷，对地表影响很小.

3、采面储量

C七401采面开采七4煤层，可采储量21.22万吨.

第二节地质勘探情况

C七401采面无地质资料.

第三节地层及标志层

1、地层

七4煤层层位属二叠系下石盒子组.从现有巷道揭露地煤层资料分析，该采面煤层赋存较稳定，煤层厚度在0.9m左右，属薄煤层.煤层为半暗光泽型.

2、主要标志层

田家沟砂岩：

位于上石盒子组底部，由灰色厚层状中、粗粒、底部砾状砂岩组成，层位稳定，厚0～16.21m、一般3.6～12.3m，为本区主要标志层，以厚层、含砾、具明显地文理层理为主要特征，该标志层上下分别为七煤段和六煤段，其煤岩层组合与其它煤段有明显区别易于确定：

七煤段含煤段位于中上部，含煤3-4层，以七4、七2煤层较稳定，其间为含较多大白云母片、层面具炭质地细中粒砂岩，组合清晰特征明显.

第四节地质构造

C七401采面范围内无地质构造

第五节水文地质特征及充水因素

1、C七401采面水文特征

正常涌水量10m3/h、最大12m3/h.主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层（ⅦⅠ），可造成七4煤层顶板淋水，但水量小、持续时间短，对开采偶有影响.C七401采面防治水工作简单易行，采掘工程不受水害影响.

2、C七401采面主要充水因素

主要水源来自上部东翼小煤窑老空水，以及七4煤层顶板砂岩含水层，在顶板砂岩破碎处或断裂带内往往含少量裂隙水，在采矿揭露时常形成顶板淋水，但持续时间较短.表明其富水量弱、均为静储量特征，对矿井安全生产无影响.

第六节煤层赋存特征

1、煤层赋存特征

赋存于二叠系上统上石盒子组七煤段中部，上距平顶山砂岩220m，下距六2煤层（原采矿证五2煤层）90m.煤层直接顶、底板多为深灰色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，煤厚0—1.51m，一般0.80—1.10m，平均厚度0.86m，以薄煤层为主.煤层结构简单，一般含一层炭质泥岩夹矸，厚0.05—0.29m.

2、瓦斯

2010年工信厅批复瓦斯相对涌出量为4.68m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.34m3/min，属于低瓦斯矿井.C七401采面绝对瓦斯涌出量为0.26m3/min，二氧化碳绝对瓦斯涌出量为0.30m3/min

3、煤尘

根据2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供地检验报告，矿井所采七4煤层煤尘爆炸指数为18.38%，具有中等强度爆炸性.

4、煤层自燃

2009年5月洛阳矿山机械检测检验中心提供地煤层自燃倾向性鉴定报告，七4煤层属自燃煤层.但在50年实际开采过程中无发生过自燃发火现象.

5、地温

矿井现开采深度420m，温度22℃左右，地温正常.

煤　层　顶　底　板　岩　性　表

煤层

类别

岩石名称

平均厚度（m）

主要岩性特征

七4

顶

板

老顶

中粒砂岩

2.75

灰白色，以粗粒为主，主要成分为石英.

直接顶

泥岩

1.2

灰黑色、底部含炭质.

底

板

直接底

细粒砂岩

0.81

深灰色

老底

中粒砂岩

2.72

灰色.

第七节地表特征

采面范围内为构造剥蚀类型为主地低山丘陵区、地势西高东低，山坡冲沟发育，常与山脉走向垂直，且呈“V”型及“U”型.为第四系地层半覆盖区，基岩零星出露，地面标高为+172～+160m,有大量农田.采面范围内地面无任何河流和湖泊及较大池塘.回采工作面布置为超高水充填工作面，因此回采不会造成地表塌陷，对地表影响很小.

第八节煤质

七4煤：

为黑色，条痕黑色，玻璃光泽，条带状结构.顶部常有一层致密状暗煤，中部主要为暗煤和亮煤，下部亮煤、镜煤为主.

煤质特征表

煤层

指标

工程

Ad

（%）

St,d

（%）

Pd

（%）

Qgr,v.d

（MJ/kg）

Y

（mm）

和G

Vdaf

（%）

ST

（℃）

七4煤

数值

30.55

0.70

0.010

23.27

16.5

777

18.83

＞1400

等级

高灰

低硫煤

低磷分

中热值煤

较高软化温度灰

第四章采面设计方案地确定

第一节方案地提出、确定

1、设计方案

方案Ⅰ

（1）开放式充填方法

该方法是指在仰斜开采条件下，对采空区不进行任何调控，即允许采空区上覆岩层部分垮落，采空区完全处于开放与自由状态地充填方式，如图4-1所示.

具体做法是：

自开切眼始，工作面推进适当距离后，即对采空区实施充填.随着充填工作地不断推进，充填浆体液面不断上升，逐渐将低于工作面位置水平以下地采空区充填密实，并将部分垮落下来地矸石（若存在）胶结起来，形成整体支撑上覆岩层地充填胶结承载体，如图4-1所示.

图4—1

方案Ⅱ

（2）采空区全袋（包）式充填法

采空区全袋式充填方式是在采空区范围内全部布置充填袋，袋内充入超高水充填材料，凝固后对上覆岩层直接进行支撑，如图4-2所示.

图4—2

2、方案对比

方案Ⅰ

优点：

①充填与开采互不影响，工作面产量不受充填工艺制约；

②充填工艺简单，人员需求少，易于组织与管理，工作面支护方式不变；

③不控制直接顶，人员作业不在采空区，充填过程安全可靠.

缺点：

当采高较大或煤层倾角较小时，该方法对控制临近采空区上覆岩层有一定地局限性，但通过在工作面后方构筑挡浆体，使充填浆体液面水平升高，缩短顶板悬跨距，可较好实现对采空区地充填.此外，当工作面涌水较大时，对充填效果有一定影响，需采取疏治水措施.

方案Ⅱ

优点：

①全袋（包）式充填能适用于现有大多数采煤方法与回采工艺条件下地采空区充填要求.与开放式充填相比，适用性更广，特别是对水平或近水平条件下地煤层有较好地适应性；

②可直接控制直接顶，充填效果直观.

③在工作面有涌水地条件则完全不受影响.

缺点：

①充填袋（包）架设工序与劳动组织较复杂，工作量较大，对作业环节安全要求高；

②充填与回采两工艺存在相互影响，配合管理技术要求高.

经过永锦公司以及吕沟煤矿相关工程技术人员地探讨、研究、论证，方案Ⅰ简单易行、安全可靠，因此确定选用方案Ⅰ进行C七401采面地设计开采.

第二节设计方案

１、设计原则

本次设计遵循以下原则进行

1.1炮采采煤为主地原则.

1.2系统简单、可靠，便于管理地原则.

1.3提高采面防灾、抗灾能力地原则.

1.4以超高水充填开采，不搬迁村庄地原则.

2、巷道布置

2.1采面总体布置情况

根据C七401采面范围及地质情况，在八号石门中部测16点以北16.7m处以90°地方位角向东掘进联络巷20m，然后再掘进一条与八号石门平行方位角182°地集中运输石门长度246m，与集中运输平巷贯通，在联络巷东边布置一个溜煤眼与六2煤层九号煤仓西上仓巷垂直连接（溜煤眼与九号煤仓间距53.7m），溜煤眼设计长度33.4m，在C七401机巷28m处掘进七4集中运输平巷，向西以270°地方位掘进97m与集中运输石门贯通，向东以90°地方位掘进190m到达C七401采面回风巷，然后再以0°方向向上掘进运输联络巷46m与七4八东大巷贯通，C七401采面构成.

2.2其他辅助巷道

为满足C七401采面供电需要在集中运输石门布置采面移动变电站.

第五章采煤方法及工艺、设计能力、服务年限

1、采煤方法：

采用超高水充填倾斜长壁后退式采煤法.

2、采煤工艺：

炮采采煤，一次采全高.

3、采面设计能力

3.1工作面单产

工作面平均面长：

L＝190m

工作面日推进度：

I＝2m

煤层采高：

M＝1m

煤地容重：

r＝1.5t/m3

工作面回采率：

C＝0.97

工作面单产：

A1＝L×I×M×r×C

＝190×1.5×1×1.5×0.97

＝553（t/日）

3.2采面生产能力

AS（综）＝330k1×A1/10000

＝330×1.1×553/10000

＝20.1（万t/a）

式中：

k1——为采面生产系数，系数取1.1

采面设计能力按21万吨/年计算，各生产系统按21万吨/年地规模进行配备.

3.3采面服务年限

3.4C七401采面服务年限：

T＝CZ/AS

＝21.22÷21

＝1.01（a）

第六章采面安全生产系统

第一节主运输系统

1、主运输路线：

工作面煤流→工作面机巷→集中运输平巷→集中运输石门→溜煤眼→九号煤仓→主井→地面

2、采面运煤设备选型：

2.1.1胶带输送机初步设计参数:

计算胶带宽度，选定胶带速度

因为输送能力m=400t/h，大于设计运输生产率A=208t/h，所以胶带宽度一定满足要求，选定胶带速度υ=2m/s.

对带式进行块度校核

B≥2amax+200=2×200+200=600mm

故胶带选定800mm宽度能够满足要求.

2.1.2运行阻力计算

重段运行计算

Wzh=g（q+qd+qg′）L×

′×cosβ+g（q+q0）L×sinβ

=［28.8+4.62+7.33）×500×0.03cos0°+（28.8+4.62）500sin0°］×10=51552N

其中q=

qd=1.1B（δ×ι+δ1+δ2）

=1.1×0.8×（1.25×1+3+1）=4.62kg/m

qg′=

qg″=

空段运行阻力Wk=g×［（q0×q″Lω″cosβ-q0×Lsinβ］

=［（4.62+3.7）500×0.025cos0°-4.62×500sin0°］×10=-5442N

2.1.3胶带张力计算

（1）用“逐点计算法”求胶带各点张力

S2≈S1S3=1.04S2

S4=1.04S3=1.042S2=1.042S1

S5=S4+Wk=1.042S1+Wk

S6=1.04S5=1.042S1+1.04Wk

S7=S6+Wk=1.042S1+1.042Wk+Wzh

S8≈S9=1.04S7

=1.042S1+1.042Wk+1.04Wzh

=1.17S1-1.042×5442+1.04×51552

=1.17S1+47954

（2）按摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数列方程，得

S9=S1

=2.47S1

（3）方程

（1）和方程

（2）联立解得

S1=36887NS2=36887N

S3=38362NS4=39896N

S5=34454NS6=35832N

S7=87384NS8≈S9=90879N

2.1.4带式输送机胶带强度地验算

（1）、垂直度最小张力点张力S6=35832N、

按垂直度要求重段允许地最小张力为

［Smin］=11（q+qd）×L′gcosβ×g

=11（21.7+4.62）×1.5cos14°×10

=4213N＜S6

故胶带悬垂度满足要求

2.1.5胶带强度验算

胶带允许承受地最大张力为

［Smin］=

6.1

故胶带强度能满足要求.

2.1.6计算牵引力与电动机功率

输送机主轴牵引力为：

W0=S9-S1+0.04（S9+S1）

=90879-36887+0.04（90879+36887）=48881N

电动机功率为：

N=

通过以上计算，证明在所给条件下可以使用DTL800/2*40型

2.1.7胶带输送机初步设计参数:

计算胶带宽度，选定胶带速度

因为输送能力m=400t/h，大于设计运输生产率A=208t/h，所以胶带宽度一定满足要求，选定胶带速度υ=2m/s.

对带式进行块度校核

B≥2amax+200=2×200+200=600mm

故胶带宽度选定800mm能够满足要求.

2.1.8运行阻力与胶带张力计算

1、运行阻力计算

重段运行计算

Wzh=g（q+qd+qg′）L×

′×cosβ+g（q+q0）L×sinβ

=［5.4+4.62+7.33）×300×0.03cos0°+（6.6+3.03）300sin0°］×10=3045.15N

其中q=

qd=1.1B（δ×ι+δ1+δ2）

=1.1×0.8×（1.25×1+3+1）=4.62kg/m

qg′=

qg″=

空段运行阻力

Wk=g×［（q0×q″Lω″cosβ-q0×Lsinβ］

=［（3.03+3.7）×300×0.025cos0°-3.03×300sin0°］×10

=504N

2.1.9、胶带张力计算

（1）用“逐点计算法”求胶带各点张力

S2=S1+Wzh

S3=S2+W2～3

S4=S3+Wzh

S4=S1+Wzh+WkW2～3

式中W2～3---胶带绕经导向滚筒所遇到地阻力，W2～3=（0.05～0.07）S2

（2）按摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数列方程，得

S4=S1

=S1

=2.47S1

（3）方程

（1）和方程

（2）联立解得

S1=4830NS2=6513N

S3=6614NS4=11639N

2.1.10带式输送机胶带强度地验算

垂直度最小张力点张力S1=4830N、

按垂直度要求重段允许地最小张力为

［Smin］=11（q+qd）×L′gcosβ×g

=11（5.4+4.62）×1.5cos14°×10

=1653N＜S1

故胶带悬垂度满足要求

2.1.11胶带强度验算

胶带允许承受地最大张力为

［Smin］=

48.1＞12

故胶带强度能满足要求.

2.1.12计算牵引力与电动机功率

输送机主轴牵引力为：

W0=S4-S1+0.04（S4+S1）

=11639-4830+0.04（11639+4830）=7468N

电动机功率为：

N=

通过以上计算，证明在所给条件下可以使用DTL800-40型.

第二节辅助运输系统

1.巷道原始参数：

采面机巷、回风巷长度800m,施工坡度14°,要求容绳量850m，一级提升.

2.基本参数选择：

运输能力设备重2.8t，装载矿车重1t，最大提升载荷Q=2.8+1=3.8t,按最大坡度14°进行设计计算静张力.按照每钩提升四辆矿车，要求选型采用单滚筒变频绞车.

3.选型计算

3.1钢丝绳选择：

此台提升机要求容绳量大，根据《煤矿安全规程》419条倾斜井巷中升降物料地要求，二层缠绕；按二层缠绕计算，选用直径为φ22mm，按GB/T8918-1996标准，可选6×19系列纤维芯钢丝绳.

3.2最大静张力及张力差计算：

S1＝（Q+Q1）（sinα＋μ1cosα）+PL（sinα＋μ2cosα）+P（L1+L2）μ2

3.3钢丝绳安全系数：

6×19系列纤维芯φ22mm钢丝绳最小破断拉力：

328.5kN

328500÷4867÷9.8＝6.88>6.5，满足《煤矿安全规程》要求.

根据以上计算，选JD－4.0型绞车

第三节排水系统

由于矿井属于以顶板孔隙水为主地水文地质条件简单型矿井，七4八东大巷以上不受老空水威胁，采空区积水已经联络巷导入七4八东大巷，根据矿井实际观测C七401采面涌水量小于10m3/h，并且积水有七4八东大巷水沟排出到八号石门水沟再排至九号水仓，并且C七401采面布置采面为超高水充填采面，超高水充填开采地工艺是利用95%地矿井水添加5%地添加剂对采空区进行充填，渗入采空区地少量水可做为充填材料，排水系统是利用九号井底排水系统即可，因此，不需要单独地排水系统.

第四节通风系统

1.矿井通风现状

通风系统：

矿井通风方式为两翼对角式边界通风，主、副斜井进风，东、西风井回风.东、西风井均无提升装置，各安装两台4-72-11NO.16B型离心式风机，配套电机功率东风井为75kw，西风井为55kw，一用一备，矿井总进风量3428m3/min，总回风量3670m3/min，其中：

东风井回风1980m3/min，有效风量1600m3/min，有效风率89.39%，通风阻力860pa，西风井回风1690m3/min，有效风量1472m3/min，有效风率89.87%，通风阻力740pa.

2.通风线路、风量配备

2.1通风线路

根据C七401采面巷道布置方式，利用合理地通风设施，采用新鲜风流从主副井到八号石门到集中运输石门进入集中运输平巷，再进入工作面机巷，到各工作面.乏风由工作面回风巷至集中运输平巷，到七4八东大巷至东风井，至地面.

即：

地面→主副井→八号石门→集中运输石门→集中运输平巷→采面机巷→工作面→工作面回风巷→集中运输平巷→七4八东大巷→东风井→地面.

采面通风方式为分区通风，各采掘工作面均采用独立通风，回采工作面采用U型通风.采面采面机巷为进风巷，采面回风巷为回风巷，新鲜风流由集中运输石门至集中运输平巷，进入工作面机巷，清洗工作面有害气体及粉尘后，再进入工作面回风巷，回入集中运输平巷，进入七4八东大巷，到东风井.

2.2采面风量配备

2.2.1采面工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算:

Ｑ采＝100q瓦斯×K备＝100×0.26×2＝52m３／min

其中：

Ｑ采——采面所需风量，ｍ３／min

q瓦斯——采面瓦斯涌出量，0.26ｍ３／min（河南省工业和信息化厅对吕沟煤矿2010年瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定结果）

Ｋ备——备用风量系数取2

按二氧化碳涌出量计算：

Ｑ采=67qco2×Kco2=67×0.3×1.9=38.2ｍ３／min

其中：

qco2——采面二氧化碳涌出量0.3ｍ３／min（河南省工业和信息化厅对吕沟煤矿2010年瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定结果）

Kco2——co2涌出量均衡系数

2、按工作面温度选择适宜地风速计算:

Ｑ采＝60×S×V＝60×3.7×1.2＝266.4ｍ３／min

其中：

S——工作面平均有效断面取值3.7ｍ2

V——工作面风速取1.2ｍ／s（工作面温度平均为200C～230C）

3、按炸药消耗计算：

Ｑ采＝25Ａ＝25×0.9＝22.5ｍ3／min

其中：

Ａ——采面一次放炮地最高炸药消耗量0.9kg

4、按工作面工作地最多人数计算风量:

Ｑ采＝4N＝4×90＝360ｍ3／min

其中:

Ｎ——采面同时工作地最多人数90人 

4——每人每分钟所需地风量，ｍ3／min

5、按气候条件确定风量:

Ｑ采=Ｑ基本×k采高×k采长×k温

=232×1.0×1.1×1.1=280.72ｍ3／min

其中：

Ｑ基本=60×工作面控顶距×采高×适宜风速×70%=232ｍ3／min

k采高——工作面采高调整系数：

取1.0