122402采掘工作面设计新板.docx
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122402采掘工作面设计新板
122402工作面设计说明书
根据我矿生产计划,依据矿批准的《122402工作面地质说明书》，及邯郸市瑞达工程设计有限公司编制的《北四采区设计说明书》，编制该工作面开采设计。
第一章工作面开采条件
一、工作面概况
本工作面位于孙庄井田北部向斜轴东翼，其范围东至F6断层防水煤柱，南至豆腐沟联办煤矿采空区，西与北至FC断层。
工作面水平面积为23040m2，对应地表座落有豆腐沟村庄，冲沟发育，地面标高+166.8~+189.9m。
二、煤层概况
根据本工作面内钻孔资料及部分巷道揭露实际资料，煤层厚度1.5m~3.0m，平均为2.45m，煤层结构简单，煤质良好。
煤岩层走向NE，倾向NW，倾角15°~28°，平均倾角23°。
三、煤层顶底板情况
煤层直接顶板为2.4m左右砂质页岩，深灰色，含植物化石，其上为4.7m的中粒砂岩，浅灰色，含石英云母，钙质胶结，构成煤层老顶。
煤层底板为5.9m左右的细砂岩，再往下为5.8的砂质页岩。
四、地质构造情况
据邻近巷道和本区部分巷道实际揭露及钻孔资料分析，本工作面内断裂构造发育，对掘进生产影响较大。
目前已推测出对掘进生产影响较大的断层有10条，分述如下：
1、FC断层：
位于工作面西部，为本工作面的西部、西北部边界。
断层走向NE，倾向NW，倾角60°,落差H＝10m~30m。
该断层经122402工作面运料巷探眼和122402石门及本工作面运输石门揭露，控制程度可靠。
该断层位置中段未有工程巷道揭露控制，预计目前断层位置与实际揭露位置略有变化，走向上有摆动，给巷掘进设计与施工带来一定困难。
2、1504与2230两钻孔位于工作面东部，见大煤底板标高分别为-81.5m和-90.8m，两钻孔在倾斜方向上水平距为46m，标高相差1.3m，据此推测该段存在异常，按此计算，煤岩层平均倾角仅为1.6°,而且出现了倾向反转，地质情况异常。
经分析，该区异常情况是由于该区段发生断裂构造原因造成的。
据此推测，该区段有三条隐伏小断层，编号为J1、J2、J3。
J1断层位于1504钻孔附近，走向近似SN，倾向E，倾角65°,落差H＝4.5m；J2断层位于1504孔与孙30孔之间，走向近似SN，倾向E，倾角65°,落差H＝7.5m；J3断层位于孙30孔附近，走向近似SN，倾向E，倾角，落差H＝5.0m。
该区段断层未有钻孔控制，控制程度较差，与实际揭露情况可能变化较大。
作面北翼的断层有J5、J6、J7三条。
J5断层走向NW，倾向NE，倾角65°，落差H＝2.0m；J6断层走向NE，倾向NW，倾角65°，落差H＝3.6m；J7断层走向NE，倾向SW，倾角65°，落差H＝0.6m。
在工作面南翼经实际揭露的断层有J4、J8、J9、J10四条断层。
J4断层走向近似SN，倾向W，倾角60°，落差H＝2.0m；J8断层走向近似SN，倾向E，倾角75°，落差H＝4.0m；J9断层走向近似SE，倾向W，倾角55°，落
差H＝1.0m；J10断层走向近似NE，倾向N，倾角55°，落差H＝0.5m。
五、水文地质情况
该工作面自96年矿井被淹至今大煤顶板砂岩水位资料不清楚，豆腐沟联办煤矿开采范围资料不可靠，积水情况不清，对生产有一定威胁。
在小窑边界位置外推100m作为探水线，过FC断层提前20m将对盘水文情况探明，巷道严禁进入F6断层预留防水煤柱内。
经查工作面内1504钻孔资料已封孔至大煤以上10m，对孙30大青水文孔要提前进行封孔处理。
因豆腐沟联办煤矿及本矿老巷道积水情况不清，必须编制防探水设计，严格按规定打钻探水前进。
六、储量
煤层平均厚度2.45m，煤岩层平均倾角23°，斜面积79348m2，容重1.35。
储量Q＝79348×2.45×1.35=26.2万吨
七、瓦斯与煤尘
我矿是低瓦斯矿井，预计采煤工作面空气温度20℃，工作面瓦斯绝对涌出量0.04%，二氧化碳绝对涌出量0.5m3/min。
煤尘具有爆炸性，指数为16.70％，煤层为三类不易自然煤层。
八、建议
1、地面有豆腐沟村南新井及豆腐沟北联办煤矿，在此工作面南部进行开采活动，其开采范围不详，资料不清，望严格执行防探水措施。
2、J1、J2、J3断层为推测断层，控制程度低，可能与实际揭露差异较大，应根据实际揭露情况及时修改断层三要素。
设计时应考虑上述因素。
3、FC断层位于工作面西部边界，走向摆较大，望设计部门考虑此因素。
九、矿压
12262工作面矿压资料（见下表1）
┏━━━━━━━━━┯━━━┯━━━┯━━━━━━━┓
┃项目│单位│数值│备注┃
┠─────────┼───┼───┼───────┨
┃支护强度│MPa│0.32│┃
┠─────────┼───┼───┼───────┨
┃支护密度│根/m2│1.81│┃
┠─────────┼───┼───┼───────┨
┃支柱工作阻力│KN/根│170│平均值┃
┠─────────┼───┼───┼───────┨
┃顶底板移近量│mm│215│┃
┠─────────┼───┼───┼───────┨
┃直接顶初次垮落步距│m│8│┃
┠─────────┼───┼───┼───────┨
┃老顶初次来压步距│m│25│┃
┠──────┬──┼───┼───┼───────┨
┃│强度│MPa││┃
┃老顶周期来压├──┼───┼───┤不明显┃
┃│步距│m││┃
┠──────┴──┼───┼───┼───────┨
┃采放工序合理错距│m│20│┃
┠─────────┼───┼───┼───────┨
┃巷道超前支撑压力│m│20│┃
┠──────┬──┼───┼───┼───────┨
┃│顶板│MPa││┃
┃├──┼───┼───┼───────┨
┃围岩强度│底板│MPa│20│┃
┃├──┼───┼───┼───────┨
┃│煤层│MPa│6│┃
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第二章开采方案
工作面设计方案：
载止到7月底，四采区已排水-110m水平，根据矿井计划，2011年底四采区排水将至-170m水平，122402工作面最低标高为-160m，为了确保矿井生产正常街接，122402工作面将作为恢复四采区生产首采工作面。
一、提出方案：
根掘工作面地质条件，提出如下开采方案：
方案1、：
运料上山自122402运料石门见煤点X=31778130,Y=13356100处开口，方位98°，掘至F6大煤预留防水煤柱线后拐线，沿防水煤柱线掘运料巷，至切眼。
溜子道自皮带巷通路见煤点X=31780060,Y=13264270处开口，方位11°，沿Fc断层边留小煤柱（巷中至断层边4～5米）掘进，掘至切眼，然后掘切眼，先形成系统，然后自溜子道X=31942500,Y=13294540处开口，方位94°，掘联络巷，根据揭露J1、J2、J3断层实际揭露情况，对工作面进行改造。
方案2、溜子道沿Fc断层边留小煤柱（巷中至断层边4～5米）掘进，掘至切眼每位置。
运料巷与与溜子道平行，相差20米掘进，将工作面分成若干块，将工面沿倾向布置，沿走向推进。
方案3、按《北四采区设计》，从北四采区皮带道坡底开口掘上山，与122402溜子道贯通，从北四采区轨道下山坡底开口掘上山与122402运料巷贯通，掘运料巷。
二、技术分析及方案确定：
方案1、方案2和方案3比较，方案1工程量少，煤炭回收率高。
方案2工程量大，煤炭回收放率低，搬家倒面多，煤质好。
方案3工程量少，煤炭回收率高，但122402运料巷、溜子道按矿计划到2013年10月份才能掘进，不能保证矿井正常衔接。
综合考虑上述因素，选择方案1。
第三章工作面巷道布置及主要生产系统
一、巷道布置原则
1、溜子道沿Fc断层边留小煤柱（巷中至断层边4～5米）掘进，运料巷沿F6断层防水煤柱线掘进。
2、本工作面溜子道、运料巷和切眼有独立的回风、运煤、运料系统为本工作面服务。
3、溜子道、运料上山、运料巷切眼沿煤层底板布置。
溜子道采用9.8米2、运料巷采用7.79米225U型钢拱形支架支护；
二、巷道布置：
1、122402溜子道沿Fc断层边留小煤柱（巷中至断层边4～5米）掘进，，坡度随煤层变化而定，煤巷，巷道长度约520m。
2、122402运料巷沿F6断层防水煤柱线掘进：
坡度随煤层变化而定，巷道长度约504m，其中岩巷20m，煤巷484m。
3、工作面切眼自开口，巷道长度约63m，岩巷20m，煤巷43米。
4、122402联络巷巷道174米，其中岩巷60m，煤巷114m。
5、122402运料上山方位98°，198米。
6、工作面改造待工作面形成系统后，将视工作面联络巷揭露的断层情况掘进，约1200米。
三、断面及支护：
1、掘巷道时，根据我矿掘进经验，运料巷及运料上山采用7.79米225型U钢拱型支架进行支护，巷道净高2.4米，下净宽3.4米，净断面7.79m2，棚距0.7米。
溜子道及改造巷采用9.8米225型U钢拱型支架进行支护，轨面水平巷道宽度4.1m，巷道净高2.8m，净断面9.8m2，棚距0.7m。
顶帮铺设塑料网，板皮裱背。
塑编网规格：
0.7m×7.5m，板皮规格：
35×40×1000mm或直径大于35mm的顺直圆木，塑料网连网间距0.2m，板皮间距0.25m。
2、切眼：
采用工字钢柱子π型梁对棚支护，梁长3.2m，柱长2.2m，棚距0.65m，上净宽3.0m，下净宽4.0m，净高2.0m。
3、其余巷道均采用断面7.79m225U型钢半圆拱型支架支护，支架高度2.6m，轨面水平巷道宽度3.4m，巷道净高2.4m，净断面7.2m2，棚距0.7m。
四、巷道掘进工程量及巷道规格见下表：
巷道掘进工程量表
巷道
名称
运料上山
运料巷
溜子道
联络巷
切眼
工作面改造
合计
工程量（m）
198
504
520
174
63
1200
1459
净断面（m2）
7.79
7.79
9.8
7.79
4.68
7.79
五、主要生产系统：
工作面系统如下
1、运煤：
采煤工作面→122402溜子道→122402运输通路→北翼皮带机道→主皮带→主井底煤仓；
2、运料：
副井底→-45m北大巷→北翼轨道大巷→四采区轨道下山→北山青放水巷→122402运料石门→122402运料上山（岩巷）→122402运料上山→122402运料巷→回采工作面；
3、通风：
新鲜风流从副井底→主皮带→北翼皮带机道→122402运输通路→122402溜子道→回采工作面；
乏风：
从回采工作面→122402运料巷→122402运料上山→122402运料上山（岩巷）→122402运料石门→北山青放水巷→北山青第四联络巷→北翼总回风道→西风井；
4、安全监控系统
⑴、回采工作面传感器选型及配置
回采工作面配置的传感器应有：
甲烷风电闭锁装置，瓦斯传感器。
仪器安装在工作面回风巷中，运料巷距工作面的煤壁不大于10m的范围内安设一台瓦斯传感器，距运料巷回风巷口10-15m处安装一台甲烷传感器。
当发生瓦斯超限时，装置应能断开工作面及回风巷内一切非本质安全型设备电源。
⑵、掘进工作面传感器选型及配置
安全监测设备的安装地点和数量：
在掘进巷道的新鲜风流中安装一台分站，甲烷传感器一台安装在巷道距掘进工作面不大于5m的范围内，另一台安装在距独巷口以里10-15m处。
当发生瓦斯超限装置应能断开由局部通风机供风的巷道中一切设备电源时
5、排水：
工作面涌水由水泵→122402溜子道→122402北翼皮带道→联络巷→122402运料石门→北山青放水巷→井底。
6、防尘：
一路：
东石门水源孔→北翼皮带机道→122402运输通路→122402溜子道→回采工作面。
二路：
一风眼水源孔→二盘区车场→北山青皮带巷→第三联络巷→北山青放水巷→122402运料石门→122402运料上山（岩巷）→122402运料巷→回采工作面。
7、供电：
由六采区6.1变电所提供电源，经本区移动站向工作面各用电设备供电。
第四章采掘工艺及生产能力
一、采煤方法
本工作面采用走向长臂后退式π型钢长梁支护一次采全高高挡普采工艺。
顶板管理采用全部垮落法。
二、采煤工艺
1、落煤：
采用MGY150/375-W双滚筒采煤机落煤，端头斜切进刀，双向割煤，截深0.5m。
2、装煤：
采煤机滚筒自装与人工撩余煤结合。
3、运煤：
工作面使用SGZ630/150CT刮板输送机，输送机道使用SGW-40T型刮板输送机和DIS80-30/2×30型皮带输送机运煤。
4、支护：
采用DZ-25型单体液压支柱支撑HDSB-3200π型钢梁一梁四柱对棚支护，π钢长梁采用错梁齐柱成对布置，棚距0.65米，排距1.0米，随工作面推进迈步前移，迈步距1.0米，放顶距0.5米，最小和最大控顶距分别为3.7米和4.2米。
每对长梁的两根梁必须交错0.5米，但不得出现齐头梁，交错长梁应随工作面推进交替迈步前移，长梁交错顺序应保持一致，即超前梁在下方时，其它超前梁也在下方。
采煤工作面沿煤层底板推进，工作面采用分组追机移梁及时支护。
棚梁上铺设5.0m×1.2m塑料编织网。
5、移溜：
采用移输送机器移溜，随采煤机移动工作面输送机，长度不超过20m。
6、工作面采高2.45m。
7、端头支护：
上下缺口各使用5对3.8mπ型钢长梁支护，齐梁齐柱，上下两巷超前处理采用十字梁及一字梁网状铰接支护。
煤壁落煤采用风钻湿式打眼，采用三层五花眼布置方式，二级煤矿许用乳化炸药、毫秒电雷管引爆，串联方式连线，正向装药爆破。
8、运料巷采用JD-1.6型调度绞车运送物料。
9、工作面作业形式为二采一准，循环进度1.0m，劳动组织形式为分组分段综合作业。
10、主要工艺流程：
落煤→装煤→运煤→移梁（放顶）→移溜。
三、掘进工艺
根据现有装备，溜子道、联络巷、切眼采用EBZ—135型综掘机掘进，后路配刮板输送机及皮带出煤，JD—1.6型调度绞车运料。
运料上山、运料巷采用钻爆法破煤岩，机械装载，小绞车拉矿车接力运输，后路配备刮板运输机和胶带运输机运出，架棚支护工艺。
1.钻眼采用风钻湿式打眼，爆破采用二级乳化炸药，煤矿许用毫秒电雷管引爆。
2.装运机械为P-30型耙斗式装岩机装煤（岩），JD-1.6型调度绞车牵引1.2吨矿车接力运输，或使用翻斗罐翻入储煤坑，再用装岩机身耙入刮板运输机或矿车内，运出工作面。
3.支护：
使用25U型钢拱形支架，棚距0.7m，顶帮铺设塑料网。
掘进工作面临时支护选择不少于10m的铰接式金属前探梁和防倒器两趟，布置方式为纵向齐头式。
四、生产能力及工作面实际可采储量
工作面走向长度460m,倾向长度136m,煤层容重为1.35，工作面平均倾角23°，煤层厚度平均为2.45m，工作面回采率（C）取0.93，则工作面实际可采储量（Z）：
Z=Q总*C
=460×136×2.45×1.35÷cos23°×0.93=20.92（万t）
2.工作面单产
工作面平均每日推进度按1=1m计算，即每日1个循环，按A=L2·v·M·γ·C计算工作面单产（A）：
A=136×1×2.45×1.35÷cos23°×0.93=455t/d
3.服务期限按月生产日数30天计，正规循环率按0.95计，按公式T=Z÷A÷δ计算工作面服务期限（T）：
T=20.92×10
/（455×0.95）=484（天），约16个月。
五、回采工作面支护强度计算
1.估算支护强度。
影响工作面支护强度的重要原因是直接顶和老顶，老顶之上的岩石不可能对工作面产生较大影响，故估算支护强度时，只考虑工作面煤层直接顶和直接顶之上的老顶的岩石重量。
但由于本工作面老顶岩石厚度较大，在初采时具有固定梁和简支梁的结构，初次来压以后又可形成悬臂梁或裂隙体梁结构棚架于煤壁及采空区冒落岩石之上，煤层直接顶岩石及老顶的层理较发育，且不十分坚固其下位岩石离层垮落，也可形成工作面支架载荷，据12262工作面资料反算作用于采场支架的顶板岩石的厚度为采高的6.7倍〔顶板厚度相当于采高倍数＝PT/（10·M·γ）=320/（10×2.0×2.4）=6.7（倍）其中：
PT为12262面的支护强度；M为采高；γ为顶板岩石平均容重〕，也充分说明了这一点。
因此本工作面开采估算支护强度，以采高的8倍计算如下：
PT＝10·（4～8）·M·γ＝10×8×2.45×2.4＝470（KN/m2）
式中：
γ为顶板煤、岩平均容重，考虑本工作面煤厚变化，为安全起见，取顶煤厚度为0时的顶板岩石容重，即2.4吨/m3。
2.单体液压支柱在工作面的实际支承能力
RT＝RB·KB·KZ＝300×0.9×0.9＝243（KN/根）
式中：
RT—支柱实际支承能力，KN/根；
RB—支柱额定工作阻力，KN；
KB—承载不均衡系数，取0.9；
KZ—支柱增阻系数，取0.9。
3.支护密度
n＝PT/RT＝470/243＝1.94（根/m2）
3、柱距计算
1.柱距计算
r＝N/（lmax·n）＝4/（4.2×1.94）＝0.49（m）
式中：
r—计算柱距，m；
N—最大控顶距支柱排数，取4；
lmax—最大控顶距，取4.2m；
n—支护密度。
4、柱距确定
放顶煤使用π钢长梁对棚支护，根据我矿采大煤柱距经验，确定对棚间距（中～中）0.65米，则实际平均柱距0.325米，实际支护密度为：
①准备割煤前，工作面最小控顶距3.7米，支柱4排全承载
n′＝N/（r·lmax）＝4/（0.325×3.7）＝3.33（根/m2）＞理论密度＝1.94根/m2
②割煤后，支柱最大控顶距4.2米，移梁时，（每号按8～10对梁，支柱最低承载率为85%）
n′＝0.85N/（r·lmax）＝0.85×4/（0.325×4.2）＝2.5（根/m2）＞理论密度＝1.94根/m2
由以上计算可见，确定棚距（中～中）0.65m的对棚支护能满足控顶要求。
六、巷道掘进顺序及准备期限
1、巷道掘进顺序：
一组掘→运料巷上山→运料巷；
一组掘→溜子道→一切眼→联络巷
工作面形成系统后，根据掘掘联络巷揭露断层情况，掘工作面改造。
2、工作面准备期限
根据掘进工艺、机械化程度及类似条件下的施工经验，确定该地区掘进速度为：
炮掘煤巷5m/d，综掘煤巷8m/d，炮掘岩巷2.0m/d，综掘炮掘4.0m/d,则第一组掘进期限为147天；第二组掘进期限为108天；第一组比第二组迟完工45天，因此工作面形成系统准备期限为192天，约6.5个月。
第五章通风
一、采煤工作面风量计算
1.按人数（N）计算
Q采=4N=4×80=320（m3/min）
2.按必须使回风巷二氧化碳浓度不超过1％计算
Q采=100·Qco2·K=100×0.9×2.0=180（m3/min）
式中Qco2为二氧化碳绝对涌出量：
3.按工作面温度计算
Q采=60V采·S采=60×0.8×5.8=278（m3/min）
4.按一次最多起爆炸药量计算
Q采=25A=25×12=320（m
/min）
式中：
25为每公斤炸药爆破后需供给的风量；A为最大装药量。
选择工作面所需风量为320（m3/min）。
5.风速验算
按最低风速验算采煤工作面允许最小风量：
15S采=15×9.7=146m3/min。
按最高风速验算采煤工作面允许最高风量：
240S采=240×8.5=2040（m3/min）
146∠320∠2040，符合风速要求。
二、掘进工作面风量计算
1.按人数计算
Q掘=4N=4×40=160（m
/min）
2.按必须使二氧化碳浓度不超过1％计算
Q掘=100QCO2·K=100×0.9×2=180（m3/min）
式中：
QCO
为二氧化碳绝对涌出量；K为掘进工作面通风系数，取2.0。
3.按炸药量计算
Q掘=25A=25×8=200（m
/min）
式中：
A为掘进工作面一次爆破最大药量8kg.
根据以上计算，掘进工作面所需风量为200（m
/min）。
4.风速验算
按最低风速验算掘进工作面允许最低风量：
60V·S÷（1-C）=60×0.25×9.6÷（1-0.3）=206（m
/min）
式中：
V为煤巷允许最低风速0.25m/s；S为掘进巷道毛断面积9.6m
；C为风筒漏风率,C=L·C百=5.5×0.05=0.3；L为风筒长度，取600m；C百为风筒平均百M漏风率0.05。
按最高风速验算掘进工作面允许最高风量：
240S掘=240×9.5=2280（m
/min）
206∠240∠2280符合风速要求。
根据每个掘进工作面所需风量，选用KDF№6.3/2X11型局部通风机两台，一台工作一台备用，其主要技术参数见下表：
表5-4局部通风机技术参数表
型号
风压（Pa）
风量（m3/min）
功率（KW）
额定电压（V）
KDF№6.3/2X11
280~3750
360~160
2×11
380/660
第六章供电
一、采煤工作面设备选型以采煤工作面所需设备最大负荷计算122402采煤工作面所需负荷，因此工作面所需设备及负荷如下表：
工作面设备选型表
设备名称
型号
单机容量（KW）
台数
工作容量（KW）
采煤机
MGY150/375-W
375
1
375
刮板输送机
SGW-630/150C
150
1
150
刮板输送机
SGW-40T
40
6
240
皮带机
DIS80-30/2×30
30×2
2
120
压风机
MOGF-6/7G
55
1
55
乳化液泵站
MRB-125/31.5
90
2
180
回柱绞车
JH-14
7.5
2
15
调度绞车
JD—1.6
25
5
125
合计
25
1168
1、变压器选型1.计算变压器容量
SB=ΣPe·KX·100÷COSαdj
式中：
SB：
变压器计算容量KVA；ΣPE：
用电设备总功率KW；KX：
需用系数，取0.75；COSαdj：
加权平均功率因素，取0.7。
SB=1168×0.75÷0.7=1252（KVA）
2.变压选型
考虑到负荷较大，选用3台KBSGZY-630型移动变电站，可满足生产用电要求。
3、供电方式
高压供电由6.2变电所到采区移动站，选用MYJV22聚乙稀电缆供电。
移动变电站由橡套电缆UP-3×70mm2向工作面供电。
在进风巷中施工移动变电站硐室，具体接线地点、接线方式根据生产需要结合机电专业技术人员商定。
第七章122402工作面防探水设计
一、水文情况分析
该工作面东部为F6断层，落差30m，西为Fc断层落差30～40m南为豆腐沟联办矿，其下部开采边界至Fc断层，但该窑采空区积水情况不详，对掘进构成威胁，根据峰峰集团矿井防治水管理规定（第58条）向倾斜方向水平推移60m作为探水线。
另外由F6断层预留防水煤柱向外水平推移20m作为探水线，进行打钻探明断层落差再计算确定准确的防水煤柱。
二、巷道施工支护形式
巷道掘进方向由北山青放水巷掘平石门（方位90°）掘422m拐线掘46m到探水线停止前进打钻，巷道施工日进3
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