E8102工作面设计.docx
《E8102工作面设计.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《E8102工作面设计.docx（43页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
E8102工作面设计
E8102工作面设计
说明：
1、设计依据：
1）新疆地质矿产局第三地质大队提供的《库尔勒塔什店二井田精查最终地质报告》
2）乌鲁木齐设计院设计的《塔什店二井田煤矿初步设计说明书》
3）煤炭工业出版社《煤矿矿井采矿设计手册》
4）煤炭工业出版社《综采生产管理手册》
5）《煤矿安全规程》
6）《E8102工作面地质说明书》
7）矿2005年7月16日关于E8102工作面布置的专题会议
2、顺槽方位角确定依据——确保煤质，简化运输
965东上顺槽离煤层最近露头60米，且该处根据底板等高线推断巷道高程大约在972米。
该处有2个钻孔提供依据，ZK1601揭露的8-2+3+4号煤层底板标高为955.78，煤厚10.95米，而ZK1605未见8-2+3+4号煤层，巷道从这两个钻孔中穿过，为提高巷道见煤的把握且确保煤质的要求，巷道布置尽量靠ZK1601；
另外ZK2403仅见8-4号煤层，厚度才1.01米，ZK3203未见8-2+3+4号煤层，为确保储量可靠且简化运输，即运输方位不变，巷道按统一方位角布置，对ZK2403、ZK3203、ZK3201所圈定的部分储量未采取对巷道变方位角的技术措施，也就降低了矿井回采率。
3、本设计存在的不足及需要解决的问题
1）因三维地震勘探报告尚未完工，地质资料主要依据新疆地质矿产局第三地质大队提供的《库尔勒塔什店二井田精查最终地质报告》，但该处地质资料储量等级为B、C级，在确定巷道方位角方面存在精度不够，难以满足设计要求，建议在三维地震勘探报告出来以后再确定巷道施工方位角；
2）远距离（2527米）最大倾角达5.5度的辅助运输设计是我矿面临的新课题，无这方面的经验，资料也较欠缺，选用S9-1200/110kw的无级绳绞车是否能满足要求，无确定把握，希望能到类似条件的矿井学习取经，确保我矿能选用适合该条件下的辅助运输设备，最好能综合解决运送设备、料及人员的需要。
第一章煤层地质情况
一、概况
1、位置及范围
位于中央采区第三片盘东翼，水平标高+920米——+965米，E8102处于侏罗系中统塔什店组8-2+3+4号煤层
东至32勘探线为边界；南至以主井920煤仓为起点，方位角100度线；西至井筒煤柱线；北靠近煤层露头线，以主井965煤仓为起点，方位角100度线。
上限标高+973米，下限标高+825米，地面标高+1185米～+1295米。
走向长2518米，倾向长114.6米，面积288563平方米。
2、邻区情况
实见地质及水文地质简述：
主采煤层8-2+3+4煤层为缓倾斜煤层，煤层靠近露头处厚度变化大，并且变薄，煤质较差，夹矸多。
煤层直接顶板以粉砂岩、碳质泥岩、泥岩为主，属易冒落－中等冒落的软弱－中等坚硬的岩石类型，直接底板为泥岩、碳质泥岩，局部粉砂岩，抗压强度低遇水膨胀易软化。
8煤层中的断层比较发育，最大落差达到12米。
主要含水层为第四系松散岩类孔隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙孔隙层间水和基岩裂隙水三种类型。
采掘情况：
上下均为实体煤，无采空区。
受地质构造及煤层赋存条件的影响，两条顺槽的底板起伏、坡度变化较大，造成工作面长度产生变化，对工作面回采有一定的影响；由于煤层及顶板岩石较松软，给巷道掘进及工作面的支护带来困难
自然灾害及其他：
煤层自燃发火期为3～6个月，煤尘具有爆炸性，架后容易积水，在回采过程中有可能发生架后突水事故
3、地面情况及受生产影响程度
地面建筑、设施等：
工作面回采地面上方无建（构）筑物
地形（地貌、植被、地层出露情况等）：
地面主要为丘陵戈壁地貌，东西高、中间低，北高南低。
地表主要为风积相砂层、冲洪积相砂砾石层、洪积相砂砾石层，地表被少量沙蒿等植被覆盖，植被稀少。
水系及地面积水范围：
地表无常年性河流，只是在雨后及冰雪融化后东部冲沟中水流量较大，主要汇水区为北部山区
采掘影响及破坏程度：
地面冲沟在雨后及冰雪融化后水流量较大，在回采过程中雨雪水可能从岩层裂隙渗入井下，加大工作面的涌水量，造成工作面透水、突水事故。
4、区内地质勘探情况
采区通过两条勘探线，分别是8号、16号勘探线，在32号勘探线以东；区内分布2个地质钻孔，分别是ZK803、ZK1601
孔号
煤层
见煤底板标高
煤厚
终孔层位
封孔质量
备注
ZK
803
7-4
921.66米
1.96米
侏罗系中统塔什店组第一段
达到封孔要求
8-2+3+4
889.76米
9.5米
9-2
883.84米
2.21米
ZK
1601
7-4
990.88米
1.45米
侏罗系下统哈满沟组第一段
达到封孔要求
8-2+3+4
955.78米
10.95米
9-2
945.48米
2.77米
二、地层及标志层
1、地层
本区基岩均被第三、四系地层覆盖，由钻孔揭露区域主要发育地层为下元古界兴地塔格群，三叠系中上统小泉沟群，侏罗系下统哈满沟组和中统塔什店组和第三系、第四系地层。
2、主要标志
8-2+3+4煤层层位处于侏罗系中统塔什店组第一段中部，层位稳定。
上距7-4煤层最大间距24.43米，最小8.8米，一般12.41-21.64米，平均16.03米。
其间距沿走向呈小幅度跳跃式变化，沿倾向变化一般是自北而南由小变大；下距9-2煤层平均间距8米。
三、煤层赋存情况：
7-4煤层处于侏罗系中统塔什店组第一段顶部，主要分布在4线以东地段，煤层结构比较简单，为不稳定的可采煤层
8-2+3+4煤层处于侏罗系中统塔什店组第一段中部，以双层结构、三层结构为主，单层结构次之。
自西向东由厚变薄，自北向南由薄变厚，属形状变化很小到中等的较稳定的全区可采煤层
9-2煤层位于侏罗系中统塔什店组第一段下部，分布于4线以东地段，属于形状变化很大的不稳定的可采煤层
煤层厚度、倾角、结构、间距
煤层名称
煤厚
倾角
结构
层间距
km
r
稳定性
7-4
平均
最小～最大
1.27米
0.8-2.18米
26度
简单，以单层为主
8.8-24.43米
不稳定
8-2+3+4
平均
最小～最大
8.26米
3.64-10.95米
25度
以双层、三层为主、单次之
16.03米
ˉˉˉ1.26-15米
较稳定
9-2
平均
最小～最大
2.08米
1.12-3.5米
24度
ˉˉˉ
8.0米
ˉˉˉ
不稳定
四、煤层
物理特征
煤层
颜色
光泽
硬度
容重
煤岩类型
7-4
黑色
沥表或油脂光泽
1.45
以光亮型和半光亮型为主，少量纯亮煤亚型，个别为暗煤型
8-2+3+4
黑色
油脂光泽
沥青光泽
1.32
半亮型和光亮型，少量为暗亮煤型和暗煤型
9-2
黑色
油脂光泽
工业指标
煤层
W
A
V
FC
S
P
Q
Y
工业牌号
7-4
2.82
24.04
46.74
0.54
0.063
41、42号长焰煤
8-2+3+4
2.49
16.04
46.5
0.65
0.083
41、42号长焰煤
9-2
2.43
24.29
45.52
0.44
0.033
41、42号长焰煤
五、煤层顶底板
煤层
类别
岩石名称
厚度
主要岩性特征（含水性）
7-4
顶
板
伪顶
炭泥岩
0.05-0.2米
岩石力学强度小，极易破碎
直接顶
炭质泥岩、粉砂岩、局部泥岩
1.6-4米
炭质泥岩较破碎，粉砂岩力学强度较大，属坚硬易软化岩石
老顶
砂砾岩、粗砂岩细砂岩和砾岩
最厚21.45米
岩石力学强度较大，属坚硬不易软化岩石
底板
直接底
炭质泥岩局部泥岩
1.5-2米
岩石力学强度小
老底
粉砂岩，局部细、中砂岩
3-18.02米
岩石力学强度较大，属半坚硬岩石
8-2+3+4
顶
板
伪顶
炭质泥岩、泥岩
0.2-0.5米
岩石力学强度小、破碎
直接顶
粉砂岩、炭质泥岩、泥岩、局部为炭质粉砂岩和炭质泥岩
4-8米，最厚处达18.87米，最薄0.6米
粉砂岩易软化，属半坚硬岩石
老顶
主要为细砂岩局部为中粗砂岩
3-4米最厚12.06米最薄0.35米
岩石不易软化，力学强度较大，属坚硬岩石
底板
直接底
主要为炭质泥岩个别为泥岩、粉砂质泥岩
1-3米，最厚达11.87米
力学强度小，破碎
老底
主要为粉砂岩，其次为细砂岩和中砂岩，局部为炭质砂岩
3-8米，最厚达13.59米，最薄1.22米
粉砂岩遇水即碎，岩石极易软化，力学强度很小，细砂岩和中砂岩力学强度较大，属坚硬岩石
9-2
顶
板
伪顶
炭质泥岩
0.28
岩石力学强度小、破碎
直接顶
粉砂岩局部为炭质泥岩
2-3米
岩石力学强度较小
老顶
砂砾岩、粗砂岩为主，局部砾岩和中砂岩
2-3米
岩石力学强度较大，属半坚硬、易软化岩石
底板
直接底
老底
区内变化情况
8-2+3+4煤层自西向东由厚变薄，自北向南由薄变厚，属形状变化很小到中等的较稳定的全区可采煤层
六、地质构造（含陷落柱、岩浆岩等）及古河床冲刷等
主要特征及影响范围：
塔什店复向斜由北向斜、背斜、南向斜组成。
塔什店煤田二井田位于塔什店北向斜北翼，侏罗系中统，隐伏于F2逆断层上盘——下元界兴地塔格群推复之下。
呈较缓的简单单斜构造。
F2断层为挤压性隔水断层，对煤层开采不会产生影响。
编号
构造性质
产状（褶曲轴面）
实见位置及控制情况
走向
倾向
倾角
落差
F2
西起哈满沟，呈弯曲弧状沿东西向纵贯井田西部和中部。
MW
2070
24-260
5000m
井田西界
七、水文地质
基本特征：
按地下水赋存条件和水利特征，井田地下水划分为第四系松松岩类空隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙空隙层减税和基岩裂隙水三种类型。
充水因素及威胁程度：
塔什店二井田直接充水含水层以孔隙裂隙含水层为主，无常年地下水体，未来矿坑充水的主要水源为哈满沟沟谷地表洪流和第四系潜流以及含水层中的地下水和地层裂隙的远源补给。
它们通过裂隙和大小断层进入巷道，但是由于含水层本身透水性差，加之补给水源贫乏，地下水以静储量为主，水量不大。
井田水文地质条件简单，属二类一型。
涌水量预测及依据：
地质报告预计最大涌水量160m3/h，正常涌水量138m3/h，矿坑涌水量预计采用水文地质比拟法和“大井法”计算；现我矿实际涌水量约25m3/h。
防治水建议及措施：
风井东侧的大冲沟在雨后水量较大，因此建议对此冲沟做防洪坝及导洪防渗渠，防止洪水由开采后地裂缝流入井下。
加强工作面的水情监测工作，必须严格执行有疑必探，先探后掘的原则。
做好对顶板含水层的超前探放水工作。
八、影响生产的其它地质因素（瓦斯、煤尘、煤层自燃、地温、地压）
2005年瓦斯鉴定结果：
瓦斯最大绝对涌出量为1.78m3/min,相对涌出量为2.16m3/t;二氧化碳最大绝对涌出量为2.56m3/min,相对涌出量为3.52m3/t。
预计+700m水平以上为低瓦斯井田。
由于井田内大小断层较多，在局部地段可能有瓦斯富集带存在。
8-2+3+4煤层煤尘爆炸性根据2005年4月6日国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站在我矿W8105工作面965、920顺槽取样的鉴定结论为具有爆炸性（见煤尘爆炸性鉴定报告）
煤尘爆炸性鉴定报告
序号
煤层
煤样编号
工业分析（%）
爆炸性试验
爆炸性结论
Wf
Ag
Vf
Vr
火焰长度（mm）
1
8-2+3+4
965顺槽
3.62
3.45
49.54
46.04
650±50
爆炸
2
8-2+3+4
920顺槽
3.08
13.61
51.28
42.72
650±50
爆炸
8-2+3+4煤层△T〉400C，着火点314.20C，煤的吸氧量965顺槽取样为0.82cm3/g.干煤，920顺槽取样为1.19cm3/g.干煤。
属容易自燃煤层，具有自燃发火倾向（见自然倾向性鉴定报告）。
自然倾向性鉴定报告
序号
煤层
煤样编号
煤的吸氧量，cm3/g.干煤
自然倾向性分类
Vd
容易自然
自然
不易自然
1
8-2+3+4
965顺槽
0.82
容易自然
2
8-2+3+4
920顺槽
1.19
容易自然
井田内地热增温率为3.670C/100m，局部地段有高温异常区。
8-2+3+4号煤层顶板为粉砂岩、炭质泥岩、裂隙不发育属半坚硬岩石，煤层底板为炭质泥岩或泥岩遇水易软化，抗压强度低。
8-2+3+4号煤层无冲击地压危险性。
九、储量
储量计算范围：
（1）X：
4640564 Y：
29435126
（2）X：
4640998 Y：
29432650
（3）X：
4640682 Y：
29435164
（4）X：
4641108 Y：
29432650
计算参数及方法
储量计算选择底板等高线法，分块段、分级别进行储量计算。
计算参数：
1、煤层中夹矸的单层厚度不大于0.05米，计算煤层采用厚度时，夹矸与煤层合并计算。
2、煤层中夹矸的单层厚度等于或大于所规定的煤层最低可采厚度时，被夹矸分开的煤层作为独立煤层计算。
3、煤层中夹矸的单层厚度小于所规定的煤层最低可采厚度时，煤分层不作为独立煤层，煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下煤层加在一起，作为煤层的可采厚度。
煤层容重以平均容重计算。
块段平均厚度的确定：
各孔参与储量计算的煤层，均进行真厚度换算，以邻近工程见煤点的厚度，用内插法求内插点的厚度，然后以块段内较均匀分布的厚度点为依据，用算术平均法求取。
块段倾角以底板等高线为依据，分别用三个平距和高差计算平均倾角
储量计算基础及汇总
煤层
块段级别编号
平面积（m2）
倾角
函数
斜面积（m2）
平均厚度（m）
容重（t/m3）
储量（万吨）
回收率（%）
可采储量（万吨）
备注
8-2+3+4
1
5608
230
9.25
1.32
7.4954
75%
5.6215
A级
2
30820
230
9.82
1.32
43.4002
75%
32.5501
A级
3
19044
290
8.67
1.32
24.9190
75%
18.6892
B级
4
62250
330
8.88
1.32
87.0031
75%
65.2523
B级
5
12000
270
8.61
1.32
15.3065
75%
11.4798
B级
6
14350
240
8.88
1.32
18.4123
75%
13.8092
C级
7
60885
230
7.13
1.32
62.2512
75%
46.6884
C级
8
65400
210
7.08
1.32
65.4686
75%
49.1014
C级
9
22800
200
6.08
1.32
20.1133
75%
15.0849
C级
合计
储量：
A级50.8956万吨，B级127.2286万吨，C级166.2454万吨A＋B＋C级344.3696万吨
储量分析
各类煤柱：
井筒永久煤柱13.5万吨
说明：
可采储量258.3万吨（回采率75%）
三下压煤：
无
厚薄煤层比例：
全部为厚煤层
十、存在问题和建议
存在的问题：
1、矿区东翼勘探程度较低，没有发现大的地质构造
2、由于勘探程度较低，相应储量级别较低
建议：
在东翼采区进行可靠的地质勘探后，根据勘探成果再合理布置采区
十一、附图
E8102工作面储量计算图，附在E8102工作面布置图上。
第二章采煤方法及设备选型
一、采煤方法及回采工艺
采煤方法：
走向长壁综合机械化放顶煤开采
作业循环：
割煤-移架-推溜（拉后溜）-放顶煤
回采工艺
1落煤
采用MG200/500-QWD型采煤机割煤
1.1割煤方式：
双向割煤，前顶后底
1.2进刀方式：
端部斜切进刀
1.3进刀设计:
当采煤机运行到工作面下端头时，停机，落下滚筒，此时上部支架已移，运输机已推；
换向上行切入煤壁，下滚筒吃满刀为止；
推移采煤机以下运输机，移采煤机以下支架，采煤机下行至机头吃三角煤；
上行，正常割煤至机尾；
上端头进刀和下端头进刀相同（见图）
2装煤
借助采煤机螺旋滚筒与刮板机的铲煤板相结合，在采煤机与刮板机同时运行过程中自动完成装煤工作。
3运煤
工作面选用SGZ730/320型输送机运煤
机巷采用SZZ730/160型转载机和三台SSJ1000胶带输送机运煤
4移架
煤机割煤后坚持带压及时移架，移架工作由支架的推移千斤顶借助运输机来完成。
5推移输送机
推移输送机靠液压支架的推移千斤顶来完成，推移工作要安全迅速，并保证平直，推移刮板机与采煤机应保持12-15米的距离，弯曲段不小于15米；可自下而上，自上而下或从中间向两头推移刮板机，不准由两头向中间推移。
6放顶煤
初采支架推出切眼，顶煤一冒落就开始放煤。
割煤放煤平行作业，即沿工作面全长一分为二，实行前半部放煤，后半部割煤，或前半部割煤，后半部放煤。
采放比为1：
2.5，放煤步距1.2米，即采用两刀一放。
放煤工艺的要求：
多轮放煤、顺序放煤、均匀放煤、大块破碎、见矸关门
正规循环作业图表
二、顶板管理
1支护形式
采用ZF5000/17/28型液压支架和6组ZG5400/18/28型过渡液压支架支护顶板
工作面支架工作阻力计算
a.按综放工作面类比统计法计算支架工作阻力
P=1939+2.1H+471f+155/MdKN
式中P——支架工作阻力，KN;
H——采深，400m;
f——普氏系数，2;
Md——放顶厚度，m;
P=1939+2.1*400+471*2+155/（8.64-2.5）
=1939+840+942+155/6.14
=3746.3KN
考虑顶煤和直接顶强度较低，能随采随冒，对支架冲击载荷较小，取安全系数为1.25，则支架工作阻力Pmax为：
Pmax=k*P=1.25*3746.3=4682.8KN
计算结果表明，支架工作阻力最大工作阻力达4800KN时，所选支架支撑强度及稳定性即可满足支撑顶板压力的要求
b.根据顶板、顶煤垮落角计算支架工作阻力
对支架影响的岩层厚度：
H1=（L+h1/tga）tgb
式中L——控顶距，4.865m;
h1——顶煤厚度，6.14m;
a——顶煤断裂角，80度;
b——顶板断裂角，65度;
H1=（L+h1/tga）tgb=（4.865+6.14/tg80）tg65
=12.75（m）
支架承受静载荷支护强度为
q0=r1*h1+r2*H1
式中r1——煤的容重，12.94KN/m3;
R2——岩石容重，25.82KN/m3;
q0=12.94*6.14+25.82*12.75=408.66KN/m2
考虑动载作用，支架的支护强度为：
q1=kd*q0=1.25*408.66=511KN/m2
式中kd——支架备用系数，取1.25
支架工作阻力计算
P=k*q1*L*B/n=1.2*511*4.865*1.5/0.98
=4566KN
通过用顶板、顶煤垮落角计算支架工作阻力得支架最大工作阻力为4600KN
综合两种方法计算结果，为了提高支架的可靠性、支架工作阻力取其最大值，即支架工作阻力确定为5000KN
2顶板煤壁支护
为使支架有效地支撑顶板、护煤壁，防止冒顶事故及减少煤壁片帮，工作面液压系统必须完好可靠，泵站压力达到规定值，支架初撑力达到规定值，采取追机移架，并及时伸护帮板。
3控顶距：
3.1最大控顶距4865mm
3.2最小控顶距4235mm
3.3放顶步距1200mm
4采空区处理方法为移架后自行垮落
5端头支护
下端头支护
在前后溜机头即1#支架和转载机之间的空间各用一对4-4.5米的箱型梁支护，一梁三柱，靠煤壁两根柱子，随着工作面往前推进，及时依次将梁往前移
转载机与下帮煤壁的空间，靠煤壁用1米的铰接梁，一梁一柱，在中间靠铰接梁加二根5.5米长的箱型加强梁，一梁四柱
转载机上部每隔1.5米横放一块大板担在转载机两边的梁上
4、上端头支护
前溜机尾至上帮煤壁每米一对5.5米的箱型钢梁，一梁四柱，即0-1米，1对；0-2米，2对；0-3米，三对；0-4米，四对，依次类推
靠机尾在前溜与空区中间打一根5.5米的箱型钢梁，一梁四柱，跨机尾打一根5.5米的箱型钢梁一梁四柱
随着工作面的推进及时移梁
6两巷超前支护
用单体和1米的铰接梁，距煤壁10范围内打双排，10-20米范围内打单排
三、开采程序：
后退式开采即从矿井边界向井筒（矿井中央）的顺序开采
四、确保工作面正常生产的工艺措施
1工作面调伪斜角
为平衡工作面输送机、支架在推移过程中引起的下滑，将工作面调成伪斜角，即机头超前机尾。
当支架垂直于输送机相互运动时，工作面设备每移动一个步距就会产生一定量的相对位移，若伪斜角度适当，使上移量与下滑量相抵消，从而起到防止设备下滑。
伪斜角是个经验数据，它与工作面倾角、工作面顶底板岩石性质、底板起伏状态、工作面设备有关，应随工作面条件变化，进行现场观察，随时进行调整，确保前后溜与转载机搭接合理。
2防止输送机下滑
如果工作面的伪斜角不能阻止输送机下滑，可采用单向上行推溜。
特殊情况下可在支架与前溜之间用单体打斜撑（每6-8个架一根），给前溜一个斜向上的力，辅助推溜。
3液压支架防倒防滑
首先，控制工作面输送机，要严防输送机下滑牵动支架下滑；
第二，工作面下端头支架的稳定是关键，可采用在1#-3#、中部（30#-32#）、尾部（70#-72#）支架分别安装防滑防倒千斤和机头3-5架近水平布置；
第三，始终坚持自工作面下部向上部移架的顺序，采煤机下行割煤时，分组间隔上行移架；
第四，在移架过程中，随时用侧护调架，使支架保持适当的迎山角，以抵消顶板下沉时的水平位移量；
第五，加强顶板管理，防止出现端面冒顶事故，导致支架接顶状态不好造成倒架；
第六，及时调整支架，出现倒架时及时用侧护板调整，严重时用单体液压支柱调整。
4采煤机防滑
为防止采煤机下滑，本采煤机采用液压制动器
五、设备选型
、液压支架
基本支架选用ZF5000/17/28型低位放煤液压支架；过渡架选用ZG5400/18/28型液压支架，上下端头各3架。
ZF5000/17/28型支架主要技术参数如下：
升级会员 