综采放顶煤工作面设计说明书.docx

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综采放顶煤工作面设计说明书

编号:

MPG-放顶煤专项设计–2014-01-01

版本号:

第二版

新疆阜康市磨盘沟煤矿

工作面放顶煤专项设计

第一版发布时间：

2014-01-01

第一版实施时间：

2014-01-01至2014-12-31

阜康市磨盘沟煤矿生产办编制

磨盘沟煤矿工作面放顶煤专项设计汇编批准页

参加《放顶煤专项设计》成稿讨论人员：

矿长、总工、安全副矿长、生产副矿长、机电副矿长、副总工及各科、队负责人。

放顶煤专项设计审核审批意见

采煤

队长

年月日

掘进

队长

年月日

通风

队长

年月日

救护

队长

年月日

生产技术科长

年月日

安全科长

年月日

机电

科长

年月日

磨盘沟煤矿放顶煤专项设计批准页

放顶煤专项设计审核审批意见

监控

室主任

年月日

调度

室主任

年月日

机电

副总工

年月日

通风

副总工

年月日

安全

副矿长

年月日

生产

副矿长

年月日

机电

副矿长

年月日

总工

程师

年月日

矿长

批准

年月日

工作面放顶煤专项设计

第一章：

综采工作面基本情况

磨盘沟煤矿1122-1综采工作面位于740水平西翼14-15号煤层，东以750回风下山为界，西以矿井边界为界，南北都是实体岩层，1122运输巷道水平标高+740m。

工作面对应的地表范围内无建筑物、河流、湖泊、水渠、公路通过，工作面平均走向长度为510米，煤层平均倾角：

45°～55°，属急倾斜煤层，煤层总厚度：

平均16米，

第二章：

煤层地质特征

1、煤层特征

14-15号煤：

特厚煤层，在井田内其结构基本稳定，无大的变化，其厚度有较大的变化。

煤层可采厚度从65线～66线～69线由23.43m～5.69m～0.37m，逐渐变小，煤层厚度不稳定，结构简单，夹矸0-1层，顶板岩性为粉砂岩，底板岩性均为粉砂岩。

14-15号煤层做低温干馏测试，其焦油（Tar.ad）产率为6.85%，总水分（Water.ad）含量为52.91%，半焦油（CRad）产率为5.03%，煤气与损失（Gas.ad）为22.89%，故属含油煤。

二、水文地质

井田内沟谷均为季节性溪水，流量有限，对矿井生产影响不大。

第四系松散岩类孔隙含水层，构成煤层开采的主要充水水源，因含水主体分布仅限于沟底，范围有限，对煤层开采影响亦有限。

侏罗系含煤岩系直接充水含水层以裂隙充水为主，单位涌水量＜0.1L/s.m，补给条件不好，岩层渗透性能差，富水性差。

井田为一向南倾斜的单斜构造，构造较简单。

烧变岩含水带，形态极不规则，含水窨较为发育，主要接受大气降水的补给，在深部易集聚地下水，但只要采取有效的疏排水措施，不会对煤层开采造成危害。

综合所述，井田水文地质类型应为裂隙～孔隙类简单型。

未来矿床开采充水水源是：

第四系松散岩类孔隙间歇含水层，侏罗系八道湾组含煤岩系裂隙含水层。

正常情形应系渗入性充水通道。

烧变岩含水带孔隙、裂隙发育，含水空间较发育。

井田内已凿斜井已揭露火区。

烧变岩含水带涌水量较小，但不排除深部集聚地下水的可能，因此，未来矿井开采中，应对此含水层采取积极有效的探防水措施，防患于未然。

据阜康市磨盘沟煤矿井开采实际状况，结合矿井排水量实际，现生产井已揭露火区，现矿井井下正常情况下排水量＜20m3/d。

经计算矿井初期正常涌水量为874m3/d，最大涌水量为1311m3/d。

三、煤质

1、煤的物理性质

井田内的煤为高等植物形成的腐植煤，其颜色为黑色，条痕为褐黑色，条带状结构，块状构造，参差状断口，煤的硬度较小，但比重较大，简易燃烧试验，煤易燃、烟浓、焰长，且熔融、膨胀。

2、煤岩特征

（1）宏观煤岩特征

宏观煤岩成分以亮煤为主，镜煤、丝炭、暗煤次之，宏观煤岩类型以半亮型煤为主。

（2）显微煤岩特征

根据镜下观察，区内的煤均由有机质和无机质组成，有机质总含量占94.20%～95.39%，无机质总含量占4.61%～5.8%。

四、瓦斯、煤尘爆炸性

根据钻孔资料瓦斯含量测定，CH4为0～0.368ml/kg可燃质，CO2

为0.029～0.378ml/kg可燃质。

其取样标高14-15号煤层为+640m，平均CH4含量为0.33m3/t，CO2为0.28m3/t；即相对瓦斯涌出量14-15号煤层为8.25m3/t，二氧化碳相对涌出量为7.00m3/t；

地质工作对14-15号煤层采样，并进行了煤尘爆尘爆炸性测试，测试结果：

火焰长度均大于400mm，岩粉量为65％，结论均有爆炸性危险，爆炸指数14-15号煤层为51%，爆炸程度很强。

五、煤层自燃发火情况

地质工作对联4-15号煤层进行了烯点测试，依据煤的自燃倾向性等级分类，煤层属不易自燃的煤。

详见下表：

各煤层燃点分析表

项目

煤层编号

T1℃

氧化样

T2℃

原样

T1℃

还原

△T℃

备注

14-15

347.44

354.00

355.74

8.29

不易自燃

根据临近煤矿以往实际情况，煤层有自然发火倾向，发火期三至六月。

综上所述：

井田内煤层属不易自燃的煤。

应当指出不易自燃煤，并非不自燃的煤，故在今后开采过程中，应进行科学管理，采取有效措施，预防煤的自燃，确保矿井安全生产。

六、与邻近煤层间距及邻近工作面巷道关系

该矿开14-15号、19-21号煤层，煤层厚度分别为2.57～23.43m、2.48～11.05m，平均厚度分别为13m、6.77m。

二层煤之间的间距为4.11～20.28m，平均9.46m。

采区巷道布置基本上同壁式巷道布置形式。

采区尺寸：

西翼采区走向长700m，垂高100m，面积0.166km2，储量324万t，服务年限约20a。

七、煤层的冲击地压

本工作面内的煤层无明显的冲击地压，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。

八、工作面对矿井或地面的影响预测和采取的措施。

工作面下部均为实体煤。

由于该工作面所回采的煤层地表附近无任何建筑物和管线及公路，不会对矿井和地面造成其它影响。

第三章：

工作面储量及回采率

本工作面可采走向长度510米，工作面长度16米，采放高度9米，工作面煤炭容重为1.3t/m³,其工业储量约为其储量510×16×9×1.3=9.5万吨。

根据国家规定，结合我矿的实际情况和兄弟矿的经验，确定该综采放顶煤工作面的回采率为75%。

第四章：

采煤方法及回采工艺

1、采煤方法的选择

工作面采用走向长壁式水平分段放顶煤采煤法。

分段高度9米，其中机采高度2.5米，放顶煤高度6.5米。

一采一放，循环进度0.6米。

在煤层内用ZF4200/17/28型支撑掩护式支架。

工作面上部铺金属网打眼放炮，采煤、放顶煤配备一台刮板运输机，

二、回采顺序

本工作面按自东向西的顺序后退式进行回采。

三、截深的确定

根据煤层的生产能力和我矿现有提升运输能力以及采煤机的性能情况，截深定为0.6m为宜。

四、工作面调和选择及确定

1、工作面支护设计

工作面由14架ZF4200/17/18型支撑掩护式液压支架和2架ZFG4800-18/30型支撑掩护式过度液压支架支护顶板，追机移架方式，先拉架后退溜，支架拉到位梁端距控在300mm。

其技术特征如下：

支架型号：

ZF4200/17/28支架高度：

1.7～2.8米

支护工作阻力：

4200KN采煤范围：

1.7～2.8米

支架宽度：

1.43～1.6米支护强度：

0.69mpa

支架重量：

12.9T支护初撑力：

3940KN

泵站压力：

18-31.4MPa   操纵方式：

邻架操纵

2、工作面采用MG150-NW型电牵引采煤机一台。

3、工作面选用SGZ-630/75型前后部刮板机个一台，SGB-620/40型可弯曲刮板输机各6台。

4、乳化液泵站选用BRM250/31.5型乳化液泵两台

5、工作面冷却水、喷雾用水引自地面200m³静压水池，设备列车所用开关，移动变电站、泵站（WPZ-320/60）均放于平板车上。

因两巷道锚网支护，超前支护段不配置回柱绞车，可在设备列车前配置一台JM-14绞车，可供拉移列车用。

7、超前支护：

超前支护采用铰接顶梁配合单体柱沿巷道上下帮布置双排，单排柱距巷道上下帮0.8米，上端头柱排距为1米，下端头柱排距为1.2米。

超前支护距离为距煤壁推进线20范围内。

超前支护单体柱型号为DZ-2800-3500型单体柱。

要求齐梁齐柱正悬臂，按3：

7布置，柱与柱之间要用Ф6mm钢丝绳牵引设为防倒装置，防倒绳绕柱子转一圈，防倒绳绕圈高度：

巷道下帮距底板1.5米，巷道上帮距底板1.8米。

在顶板不平处，梁上背放小板。

六、支架布置及支护

一）支护方式：

工作面南北端头各采用两架ZFG4800/18/30过渡支架支护，工作面中间采用14副ZFB4200/17/28液压掩护式支架，支架中心距为1.5米，整个工作面安装18付支架，超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，距工作面20米以内上下顺槽打两排支柱，支柱间排距为1×1米。

二）移架方式和操作方式

由于工作面产量不大，顶板较稳定，因此采用间隔交错式移架，以加快移架速度，移架顺序为：

降柱—移架—升柱—伸侧护板。

每次移架的长度为600mm，为了移架后快速达到额定工作阻力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。

七、回采工艺

一）采用走向长壁式水平分段放顶煤采煤法，采、支、装、运一体化，区段内后退式采煤。

二）工艺过程

1、工艺流程为：

推移前部刮板机—进刀—割煤装煤—运煤—移架—放顶煤—生产检修—爆破松动顶煤

2、具体操作

1）推移前部刮板机：

进刀前将采煤机行至前部刮板运输机机尾处，并将采煤机滚筒置于开切巷中部空间内，然后推移前部刮板运输机，推移方式采用首次先机头后机尾的顺序，第二次则先机尾后机头的顺序。

推移步距为采煤机截深（最大0.6m）遇特殊情况可分两遍推移到位，每次0.3m。

2）进刀：

采煤机开至前部刮板机中部,将滚筒摇至底刀位置,开动采煤机直接斜切进刀割底煤。

3）割煤、装煤：

采煤机在前部刮板机机尾进入割顶刀，向机头方向推进，割到机头位置停将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从前部刮板机机头向机尾方向推进割底刀，并利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤（机头、机尾处人工辅助装煤）要求必须割满刀，即0.6m。

4）运煤：

工作面→运输顺槽→溜煤眼→西翼运输大巷→煤仓上山→煤仓→主井→地面。

5）移架：

采煤机在割顶刀时，滞后3m（两付支架）按顺序从前部刮板运输机机尾向机头追机推出支架的前护顶板，当采煤机割完底刀停至前部刮板运输机机尾处，推移完前部刮板机后，从前部刮板机机头处于始进行推移支架，采用间隔式推移，即隔一付移一付再从前部刮板机处，将剩下的未移支架进行推移，直至全部支架推移完。

6）移后部刮板机：

当推移完前部刮板机，从前部刮板机机头处于始进行推移支架，采用间隔式推移，后部刮板机随液压支架同步向前推移。

7）放顶煤：

在完成移架后，停机，开始放顶煤，放煤方法采用由B1向B2方向多轮间隔式按顺序放煤即先放1、3、5、7……号支架顺序放煤，每次放煤量不宜过大，时间不宜超过5分钟，放煤口出现矸石时应停止放煤。

8）生产检修：

每班必须对设备进行维修，早班留两个小时进行检修，检修班必须对设备进行全面的检查和维修，使综采设备达到完好。

9）爆破松动顶煤：

在该分层，仅靠支架反复支撑不能完全破碎顶煤，必须进行爆破松动顶煤。

该工作面采用的三台岩石电钻打顶眼，装炸药爆破顶煤，具体方法为采用岩石电钻在采煤机割完底刀后，移架后在支柱前护顶板下方向架后方向以倾角87º向上打11-12m左右高的炮眼