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1502综放面设计说明书

正行煤业有限公司

1502综放工作面设计说明书

审批：

总工程师：

生产副总：

安全副总：

瓦斯副总：

机电副总：

总经理助理：

审校：

王华胜

设计：

蒋长义

日期：

2011.5

会审意见：

1502综放工作面设计说明书

一、工作面位置、范围、面积

1502综放工作面井下位于矿井下山北翼，以东为1501综放工作面采空区，以西为未采掘新区，以南为下山保护煤柱，以北为边界煤柱。

工作面标高1070～1150m。

地表为山坡、沟谷地形。

地面标高1320～+1374m，埋深190～304m，平均埋深250m。

工作面走向长1330m，倾斜长130～140m，面积为181960m2，煤厚6.2m，地质储量为160万吨。

工作面设计采高2.4m，放顶煤3.8m，回采率93%，可采储量为149万吨。

二、地质构造

1、构造

据目前巷道揭露本工作面范围构造较简单，整体呈一单斜构造，局部有小褶曲，运输巷在450m位置揭露一陷落柱（呈近似椭圆状，直径90×60m）。

2、煤层

本区煤层赋存较稳定，走向0°～35°，倾向北西，倾角5°～17°，平均11°，陷落柱附近煤岩层产状异常倾角达35°。

煤层为复杂结构，含夹矸1～3层，结构1.52（0.5）4.3（0.4）0.5，夹矸为泥质粉砂岩，平均厚6.2m。

三、水文地质情况及探水措施

本区水文地质条件相对较复杂：

1、本区东侧1501工作面回采，初次来压后工作面出水，最大涌水量0.6m3/min，之后正常涌水量0.3m3/min，回采后采空区低洼处积水影响该工作面材料巷掘进和生产。

2、本工作面靠近边界有250m临矿（平王矿）越界巷道，详细资料与积水情况不清，很可能有积水、积气影响生产。

掘进采取措施：

巷道在掘进施工过程中，严格执行边钻探边掘措施，尤其是材料巷加强探测1501采空区积水、积气措施，严格执行不探不掘措施。

在预测临矿（平王矿）越界巷道位置外推100m，作为探放小窑老空警戒位置，严格按防治水管理规定进行钻探和施工。

综上所述，工作面掘进过程中，采取先探后掘措施，确保安全生产。

回采过程中采空区有顶板出水现象，老顶来压及低洼处水量增大，生产中要配备相应的排水设施。

预计最大涌水量1m3/min，正常涌水量0.5m3/min。

四、煤层及顶底板特征

1、煤层：

煤层厚度5.11～7.22m，平均厚6.2m。

煤层结构复杂，一般含1～3层夹矸，单层夹矸最大厚度可达0.50m。

表1煤质情况表

煤种

工业牌号

硬度

发热量

灰份

挥发分

活性炭

硫份

贫煤

PM

1-3

26.78MJ/Kg

19.55%

13.69%

78.06%

2.19%

2、顶底板特征：

见煤层柱壮图

五、瓦斯煤尘和自燃发火情况

上部1501工作面回采过程中，最大瓦斯涌出量为6.4m3/min。

煤尘具有爆炸性，爆炸指数为11.54%。

煤层属容易自燃煤层，发火期为3～6个月。

六、工作面设计及巷道布置

1、工作面布置

根据本区地质情况，结合综放工作面工艺特点，设计本工作面上下巷道平行布置，材料巷与1501工作面空区净煤柱外段350m为15m和里段985m为25m，开切巷至边界保护煤柱（20m），与运输巷夹角90°。

2、巷道布置

（1）、材料巷：

工程量11508m，截止4月底剩余工程量407m，其中材料巷走向剩余363m，钻场和水窝44m。

开口皮带机头30m，宽×高=4.6×3.2m，29U箍支护；

巷道沿顶至沿底段50m，宽×高=4×3.0m，29U箍支护；

沿底段1310m：

外段450m，净宽×净高=4×2.4m，掘进皮带机头30m，宽×高=4.5×2.4m；

里段860m，净宽×净高=4.5×2.4m。

水窝：

3个：

长×宽×高＝4×4×3m，距开切巷50m一个；巷道中间29点处一个；外已有两个畜水池：

长×宽×深＝3.5×3×2m和一个水窝。

本煤层钻场：

从停采线以里30m位置以里，每隔50m一个，净规格：

长×宽×高＝4×4×2.4m，共施工22个，已施工13个，合计工程量88m，剩余36m。

回风巷：

工程量22m，净规格：

宽×高＝3×2.7m,29U箍支护。

（2）、运输巷：

工程量1510m（其中水窝28m），净规格：

宽×高=4.5×2.4m，截止截止4月底剩余工程量659m，其中水窝14m。

巷道开口沿15#顶施工35m后，按-10°施工17m摸到15#煤底板之后，沿15煤底施工至开切巷位置，过陷落柱段210m，净规格：

宽×高=4.6×3.2m，29U箍支护。

水窝：

长×宽×高＝4×4×3m，共设计7个，分别为距工作面100m一个，200m一个，向外每隔250m一个。

钻场和已做水窝重新整改达到标准。

设备列车硐室：

两个间距480m，净规格：

长×宽×高＝50×6×2.4m，采用工字钢对棚、水泥背板支护帮顶。

（3）、高抽巷：

工程量1421m，其中联巷30m，联巷净规格：

宽×高=2.4×2.4m，圆木支护，坡度+29°；高抽巷净规格：

宽×高=2×1.8m，沿14#煤顶板施工至开切巷。

外段从运料车场H点前13m处开口施工，方位35°上山施工摸14#煤顶板后，沿14#煤顶板施工与里段贯通。

（4）、开切巷：

工程量131.5m（131.5×2），净规格：

宽×高=6.5×2.4m，方位125°,采用锚网索配液压点柱支护。

开切巷绞车窝，净规格：

长×宽×高=3.5×4×2.4m；

开切巷卡轨车尾轮窝，长×宽×高=5×3.5×2.4m。

3、支护：

（1）、材料巷、运输巷沿15#煤层底板施工，采用煤巷锚网索支护：

锚索：

巷宽4m间排距1.6m，巷宽4.5m间距1.6m、排距0.8m；锚固剂选用Z2860树脂药三卷，配200×200×16mm的铁托板，锚索为：

Ф17.8×7300mm的钢绞线（锚索长度视地区条件，锚索打入稳定岩层不少于2.5m），锚索顺巷交错布置。

锚杆：

间排距为800×800mm，顶板中间顶锚杆要垂直顶板，两边顶锚杆向邦倾斜20°的夹角，顶锚杆为Ф22×2400mm高强度左旋20SiMn钢螺纹钢锚杆，顶板配和巷道同宽4.0m（4.5m）×300mm的W钢带；顶铺金属菱形网，搭接0.1m，宽1000mm，网孔50×50mm，网长5000mm（两帮下垂），铁托盘为150×150×6mm。

帮锚杆：

采用Ф18×1800mm高强度圆钢锚杆，帮锚杆铁托板和煤帮之间加一300×200×50mm的木托板，每根锚杆选用Z2860树脂药卷一卷端锚。

顶锚杆拧紧力矩150N.m,帮锚杆拧紧力矩90N.m,顶锚索预紧力200KN。

（2）、采用U29箍支护，U箍间排距800mm，用水泥背板背牢，水泥背板以里加铺φ6×900×1500mm，网孔为150×150mm金属网，搭接0.1m。

运料车场最后喷C20砼，喷厚150mm。

（3）、高抽巷沿14#煤顶板施工，采用锚网支护：

帮锚杆：

采用Ф16×1600mm高强度圆钢锚杆，帮铺金属网，搭接0.1m，宽1000mm，网孔100×100mm，网长1500mm，铁托盘为150×150×6mm，每根锚杆选用Z2860树脂药卷一卷端锚。

帮锚杆拧紧力矩90N.m。

4、施工顺序

安排一组人员先施工1502运输巷—1502高抽巷外段。

另一组队伍施工1502材料巷—1502开切巷—1502高抽巷里段。

七、工作面主要设计参数

名称

走向

倾向

煤层倾角

回采倾角

面积

储量

回采率

1502

1330m

136m

5～17°

0°～4°

181960m2

160万t

93%

表2工作面主要设计参数表

八、设计回采率

15#煤厚平均6.2m，采高2.4m，放顶煤4.6m，回采时，采取不丢煤，严格综放工艺操作，上下端头使用端头支护等方法，提高回采率93％，底板不丢煤。

九、采煤方法及回采工艺

1、采煤方法：

走向长壁后退式综放型放顶煤机械化采煤法，采高2.4m，其余放顶煤。

2、回采工艺：

（1）、落煤工艺：

采用MG150/375-W型双滚动采煤机，一次采全高。

（2）、装煤方式：

采用螺旋滚筒和铲煤板装煤，后部刮板输送机运顶煤，前后两部刮板输送机平行运煤集中外运。

（3）、运煤方式：

工作面内用SGZ—630/264双链刮板输送机运煤，溜子道采用SGW-620/40溜子、DSJ100/63/2×75皮带机运煤。

（4）、进刀方式：

采煤机在工作面端头斜切进刀，双向割煤，一刀放一次顶煤。

3、顶板管理方式：

（1）、采用ZF3200/16/26综放支架支护工作面顶板,采用全部垮落法管理顶板。

（2）、支护方式：

液压支架采用及时支护方式。

（3）、移架方式：

采用分段追机作业，带压擦顶移架方式。

移架步距0.5m。

移架一般滞后机组后滚筒5m—10m，间距大于10m时停止割煤。

移架跟上后再开机割煤。

顶板破碎时，随机组前滚筒割煤随移架，割一架移一架，移架后要立即升紧支架。

煤壁片帮处，机组割煤前必须移超前架。

4、支护强度设计

（1）、支护强度和工作阻力：

 a、估算顶板所需的支护强度：

q=K1×H×P×10-5

式中：

q：

顶板所需支护强度（MPa）

K1：

作用于支架上的顶板岩石厚度系数，实际取K1=6

P：

岩石密度，一般取2.5×103kg/m3。

采高H=2.4m

则q=6×2.4×2.5×103×10-5=0.36（MPa）

b、支架支撑顶板的有效工作阻力：

Q2=q×F×103

式中：

Q2：

支架支撑顶板的有效工作阻力（KN）

q：

为估算顶板所需的支护强度

F：

每架支架的支护面积

F=S×（L+C）

S：

支架宽度S=1.5m

L：

支架顶梁长L=2.9m

C：

梁两端距C=0.34m

则F=1.5×（2.9+0.34）=4.86（m）

Q=0.36×4.86×103=1750KN）

可见支架支护强度（0.48-0.54MPa）大于顶板所需支护强度（0.36MPa），支架工作阻力（3200KN）大于支架支撑顶板有效工作阻力（1750KN）。

（2）、接触比压验算：

15号煤底板为泥岩，普氏硬度f=2-5，允许比压值一般1.96-2.16MPa，大于支架对底板比压（1.33MPa）。

（3）、支架调高范围：

工作面采高要求2.4m，支架调高范围（1.6m-2.6m）符合要求。

（4）、移架力和推溜力：

一般要求移架力F1=150KN～300KN

推溜力F2=100KN～150KN

对于ZF2300～16/26型综放支架

移架力F1=D/4πP=308.1KN

式中：

D：

前推移千斤顶缸径150mm

P：

泵站压力取P=31.4MPa

推溜力F2=（d/40）×πP

其中d：

后推溜千斤顶内径d=70mm

F2=（3.14×70）/40×31.4=172.5KN

可见，拉架力和推溜力符合要求。

（5）、工作面选用ZF2300-16/26型综放支架密排支护顶板选型合理。

十、生产能力和服务年限

1、生产能力：

按日平均推进2m,煤厚6.2m,回采率93%，容重1.4t/m3。

A=LCHR=136×2×6.2×1.42×93%=2227（t/d）

2、服务年限

N=KZ/I=0.95×160×104×93%÷（2227×30）=20（月）

十一、断面设计

根据我矿生产情况，结合《煤矿安全规程》要求，在满足通风、运煤、运料、行人、巷道变形等因素综合考虑，确定巷道断面。

其形状及其技术特征详见设计图。

十二、掘进工艺

运料车场和高抽巷采用钻爆法施工，其它巷道采用掘进机、皮带运输跟头出煤，11.4KW和25KW的绞车搞运料。

十三、生产系统

1、设备选型：

表3工作面设备一览表

名称

数量

项　目

数　据　特　征

备注

采

煤

机

1

型号

MG150/375-W

无

链

牵

引

截深

630毫米

采高

1.6～2.6米

滚筒直径

1.4*0.63米

功率

375千瓦

牵引速度

0～6米/分钟

电压

1140/660伏

牵引力

0-350千牛

前刮板

输送机

1

型号

SGZ—630/264

中

双

链

链速

1.03米/秒

电机功率

132千瓦*2

电压

660/1140

运输能力

450吨/时

中部槽尺寸

1500*630*252（长*宽*高）

后溜

1

同前溜

同前溜

同上

转

载

机

1

型号

SZZ764/132

边

双

链

链速

1.33米/秒

电机功率

132千瓦

电压

660/1140伏

运输能力

800吨/小时

中部槽尺寸

1500*764*180（长*宽*高）

转

载

溜

子

1

型号

SGB-620/40

边

双

链

链速

0.86米/秒

电机功率

40千瓦

电压

660/1140伏

运输能力

150吨/小时

中部槽尺寸

1500*620*180（长*宽*高）

顺

槽

皮

带

机

1

型号

DSJ100/63/2×75

带速

1.9米/秒

电机功率

75千瓦*2

运输能力

630吨/小时

电压

660伏

带宽

1000毫米

乳

化

液

泵

2

型号

MRBZ-200/31.5C

两

泵

一

箱

工作压力

31.5兆帕

额定流量

200升/分钟

电机功率

110千瓦

电压

660伏

1140伏

回

柱

绞

车

2

型号

JHMB-14

上下巷各

一台

牵引力

100-140千牛

绳速

0.09-0.14米/秒

电机功率

18.5千瓦

电压

380/660伏

2、供电系统：

由地面井口变电所输出10000伏高压电缆通向井底高压硐室，由高压硐室通向工作面移变，由移变通向工作面为1140伏。

3、出煤系统：

工作面——1502工作面运输巷——皮带上山——煤仓——主斜井——地面。

4、运料系统：

地面——副井——井底车场———轨道下山——1502工作面材料巷——工作面。

5、出料系统：

工作面——1502运输巷——1502设备巷——轨道下山——井底车场——副井——地面。

6、通风系统：

新风：

副井——井底车场——皮带下山——1502运输巷——工作面

乏风：

工作面——1502材料巷——辅助下山上段——总回风上山——回风立井——地面。

7、供风、水系统（防尘、消防、供液用水线路）：

地面风水管——主皮带斜井——1502运输巷——工作面

8、避灾路线：

火灾：

工作面——1502运输巷——轨道下山——井底车场——皮带斜井——地面。

水灾：

工作面——1502材料巷——轨道下山——皮带斜井——地面。

9、排水系统：

工作面——1502运输巷——水仓——地面。

10、通讯系统：

地面——皮带斜井——井底车场——轨道下山——1502材料巷。

地面——皮带斜井——井底车场——轨道下山——1502运输巷。

十四、风量确定

A：

回采风量确定：

1、按工作面最多人数确定

Q=4NK=4×50×1.35=270m3/min

式中N—人数，取50，K—风量备用系数，取1.35。

2、适宜风速计算：

Q=60SV=60HBV=60×2.4×3.5×0.8=403m3/min

式中H—采高，支撑支架取2.4m

B—工作面宽度，平均3.5m

V—适宜风速，取0.8m/min

3、按瓦斯涌出量计算：

Q=100qk=100×8×1.6=1280m3/min

式中q—瓦斯绝对涌出量，取8m3/min（取1501工作面最大值）。

k—不均衡系数，取1.6。

矿井为抽出式通风，工作面供风通过计算，最大：

Q=100qk，正常工作面回采瓦斯最大绝对涌出量，取8m3/min，工作面增加提前预抽，正常确定风量为900m3/min。

B:

掘进工作面风量确定

1、按适意风速计算

Q=60SV=60×12×0.6=432m/min

2、按瓦斯涌出量计算

Q=100qk=100×2.8×1.5=420m3/min

3、按炸药量计算

Q=25A=25×13.5=337m3/min

根据风量计算，确定配风量为432m3/min，使用22*2kw局扇，φ0.8m风筒，能够满足掘进施工要求。

十五、掘进工程量和工期

1、工作面工程量（见附表）

工作面工程量表4

巷道名称

煤岩

规格

工程量

日进

天数

1

运输巷

煤

4.5×2.4

1482m

6.0

247

2

材料巷

煤

4.5×2.4

1412m

8.0

177

3

运料车场

煤

4.6×3.2

70m

2.5

28

4

高抽巷

半岩

2.0×1.8

1391m

9.0

155

5

切眼

煤

6.5×2.4

131.5m

3.0

44

合计

剩余2651m

369

2、施工工期：

1502综放面运输巷2009年11月掘进，预计2011年7月工作面形成生产安装系统，9月高抽巷施工结束。

十六、主要安全技术措施和设计中存在的问题及建议

（一）防治水

1、为保证本面的正常掘进，必须坚持“有掘必探、先探后掘，不探不掘”的原则。

对1501采空区低洼处积水、平王煤矿积水必须提前探放，确保安全生产。

2、掘进过程中，在巷道低洼处，及时安设排水设施，建立临时排水系统，保证巷道水能及时排出。

（二）顶板管理

1、回采期间顶板管理：

（1）采用全部垮落法管理顶板，随支架前移自行垮落。

（2）控顶及放顶步距：

最大控顶距6.7米，最小控顶距6.2米，放顶步距0.5米。

2、掘进期间的顶板管理（采用煤巷锚网支护）：

（1）开工前由班组长由外向里对巷道质量进行检查确保无危险后，方可开工。

（2）若煤质松软，顶板完整性差时，应立即补打锚索，临时支护采用前探梁，前探梁与顶板之间用板粱背紧。

（3）锚网施工，顶板破碎，适当缩小锚杆（锚索）间排距，支护紧跟迎头。

（4）施工时，要严格执行锚杆、锚索锚固力检查制度，达不到要求的必须及时补打。

（5）设专人负责锚杆（锚索）预紧工作，确保锚杆（锚索）预紧力合格，锚固力合格，不合格时必须重打。

（6）每50m安设一组顶板离层仪，并按规定进行观测，若发现后路巷道顶帮移近量增大过快，支护构件破坏等情况时，应立即撤出异常地点所有人员并及时汇报矿调度室和区队值班人员，并由外向里进行加固整修。

3、工作面上下端头支护及要求

（1）在工作面上、下两巷分别用HDJA—1000型单楔铰接金属顶梁、DZ—25型系列单体支柱，自煤壁往外，双排超前支护均不低于25米，一梁一柱支设。

（2）、上端头支护形式

a、上端头选用2架大尾梁支架支护顶板，支架安装至运料巷下帮。

最大控顶距6.7m，最小控顶距6.2m。

b、上端头使1—3路HDJS—1000金属双楔梁铰接顶梁棚子抬住运料巷替茬下帮十字梁下端头，一梁一柱连续支护，跨机尾处不能打支柱时，插齐双楔。

c、端头支架顶梁外沿与两巷替茬十字梁棚子间距大于0.5m时，每0.5m顺走向使一梁一柱双楔梁棚子，柱距0.5m，排距1.0m。

为有利于放顶截梁，金属双楔顶梁圆肖、尖肖尖橛均朝倾斜上方使用。

d、工作面端头支架与金属双楔顶梁间必须背1.5m以上板梁，板梁间距0.2m—0.3m，一头担在金属双楔顶梁上，一头担在端头支架上，防止端头支架拉架后，空帮流砟。

e、上端头替茬范围放顶与端头支架尾梁放齐，最大可滞后端头支架尾梁0.5—1m。

（3）、下端头支护形式

a、下端头采用2架大尾梁支架支护：

最大控顶距6.7m，最小控顶距6.2m。

b、下端头替茬范围放顶可滞后端头支架尾梁0.5—1m。

c、下端头使1—2路HDJS—1000金属双楔铰接顶梁棚子抬住溜子道替茬上帮Π型梁内侧，一梁一柱连续支护，跨机头处不能打支柱时，插齐双楔。

d、端头支架顶梁外沿与下巷替茬Π型梁棚子间距大于0.5m时，每0.5m顺走向使一梁一柱双楔梁棚子，柱距0.5m，排距1.0m。

为有利于放顶截梁，金属双楔顶梁圆肖、尖肖尖橛均朝倾斜上方使用。

工作面上、下端头支护，与工作面支护相同。

（三）、通风、瓦斯、防灭火管理

（1）、加强通风管理:

加强通风管理包括通风设施完好与维护、工作面风量、瓦斯、气体和温度日常检测。

（2）、加强安全监测监控日常管理工作:

安设瓦斯、温度和一氧化碳传感器,全过程进行安全监测监控。

（3）、加强瓦斯抽放工作：

在材料巷施工钻场，布置本煤层抽放钻孔，提前抽采，降低瓦斯浓度；回采期间利用高抽巷抽采瓦斯。

（详见附图）

（4）、加强工作面放煤工作，压实和封堵采空区漏风通道:

采取工作面每推进5米，在上、下端头（后部煤溜往后1.0米处）建密闭墙，挡风帐以减少向采空区漏风供氧。

（5）、采取喷洒氯化镁、注氮措施防治采空区自燃发火。

（6）、采取工作面温度、CO浓度监控措施。

（7）、每班队长、带班长、电工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗作业。

（8）、加强粉尘管理定期洒水降尘，安设好隔爆设施。

（9）、巷道内不准堆放棉丝、煤油、机油等易燃物品。

（10）、作业人员必须人人熟知避灾路线。

（11）、巷道中每隔50m设置洒水支管和阀门。

（12）、配电点、风机开关处备有2个灭火器和1个砂箱。

（13）、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。

用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。

严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

（14）、如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭火器、用水扑灭等，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。

直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。

（四）、机电运输管理

（1）、机电设备必须确保完好，不完好不得使用，杜绝失爆。

（2）、巷道内开关上架，“五小”上牌，电缆吊挂整齐，电机，减速机上无煤尘。

（3）、停电检修和检查设备时，须有专人看守馈电开关，并且挂牌注明“有人工作，禁止送电，×年×月×日×时”，检修前电工必须先用电笔检查电放电，确保无危险后方可工作。

检修电工通知送电，看守人员方可送电，严禁其他人私自送电。

（4）、操作各种设备要按要求进行。

（5）、各种设备要及时注油，认真维护。

（6）、严禁在输送机槽内行走，更不准乘坐刮板输送机。

（7）、采煤工作面的刮板输送机，必须沿着输送机安设能发出停止或开动的信号装置，发出信号点的间距不得超过12米。

开机前先发出信号，后点动试车，待观察没有异常情况时再正式开机。

（8）、移动刮板输送机的液压装置必须完整可靠移动刮板输送机时，必须有防止冒顶、片帮伤人和损坏设备的安全措施。

十七、工作面主要技术经济指标

1502工作面主要技术经济指标表

1

走向长

ｍ

1330

2

倾斜长

ｍ

136

3

采高

ｍ

7

4

可采储量

万吨

16