30205工作面设计说明书.docx
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30205工作面设计说明书
南阳坡煤业30205首采工作面设计说明书
第一章首采工作面概况
第一节开采范围
30205首采工作面位于井田东翼一水平辅助水平采区，东以30205工作面切眼为界，西以轨道巷为界，南北分别以设计回风、运输顺槽为界。
工作面起止标高+1393～1430m，平均走向长837.746m，倾向宽180m。
井上下对照：
地面标高平均为+1530m，地势较平坦，地表无大的河流。
30205工作面西为本矿工业广场；回采工作面对应地面有翠微高压线电杆，回采接近电杆前，需提前采取措施。
该区域内有NZK1801、NZK1901、NZK1902钻孔控制。
第二节煤层赋存状况与地质储量
该井田一水平及辅助主要可采煤层为3-1、3-2、4-1、4-2，其该工作面开采煤层为山西组3-2#煤层，其煤层赋存状况序述如下：
1、3-2号煤层
该煤层全井田稳定可采，上距3-1号煤层8.96～15.16m,平均11.64m,煤层厚度变化不大，为中厚煤层.煤层厚度一般为1.40～4.25m，平均2.99m。
厚度变化不明显。
煤层结构大部较简单，含夹矸0～2层，局部结构复杂，含夹矸可达4层。
顶板为砂岩或砂质泥岩、泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩或细砂岩。
2、煤类、煤质与煤的用途
一）煤岩特征
1）宏观煤岩特征
根据2006年补充勘查钻孔煤芯鉴定成果，同时结合《左云南普详查勘探地质报告》资料，按煤的平均光泽强度、煤岩成分的含量及其组合情况将3-2煤的宏观煤岩类型为以半亮型煤为主，弱玻璃光泽，碎块状一块状，质较硬，参差状断口，光亮型煤及暗淡型煤在各煤层中含量很少，多为较薄的夹层。
2）显微煤岩特征
根据《左云南普详查勘探区地质报告》中各煤层的煤岩鉴定结果，对各煤层煤的显微煤岩特征叙述如下：
3-2号煤：
煤中显微组分以镜质组和惰质组为主，平均含量分别为47.9%、39.42%，壳质组分含量较少，占8.21%，半镜质组占4.47%。
煤中矿物以粘土为主，占23.92%，有少量方解石，占1.15%。
黄铁矿和石英含量甚微，各占0.59%、0.39%。
3-2号煤的镜质组最大反射率为0.6798%。
显微煤岩类型为微三合煤。
3、煤层顶底板岩性
一）顶、底板条件
井田内各可采煤层顶板条件类型根据钻孔揭露，叙述如下：
3-2号煤层的直接顶板为砂岩、砂质泥岩夹薄煤层。
顶板类型属Ⅰ类。
来压比较稳定，随煤层回柱垮落，基本填满采空区。
2009年12月，该矿采取3-2、4-1号煤层顶底板委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行了岩性力学性质试验，另外，2006年补勘工作在补2号孔对3-2、4-1、6号煤层顶板进行了岩石物理力学试验，试验结果为：
3-2号煤层砂岩顶板抗压强度25.1～64.8MPa，平均49.2MPa，抗拉强度2.8～4.0MPa，平均3.3MPa。
砂质泥岩底板抗压强度36.0～40.0MPa，平均38.4MPa，抗拉强度1.6～2.0MPa，平均1.8MPa。
岩石力学试验结果汇总表
煤层
顶底板
岩石名称
力学性质试验
抗压强度（自然）MPa
抗拉强度
MPa
抗剪强度
MPa
3-2
顶板
中砂岩
25.1-64.8
49.2
1.37-4.00
2.6
2.97-4.00
3.41
底板
砂质泥岩
36.0-40.0
38.4
1.6-2.0
1.8
由上表可知：
3-2号顶板为中硬—坚硬，坚固—中等坚固类岩石。
4、地质构造
本工作面总体构造较为简单，基本为单斜构造，局部煤岩层产状有起伏。
根据三维勘探资料情况和周边巷道实际揭露，预计该工作面内主要构造有：
编号
性质
倾角
倾向
落差
延伸长度
影响程度
F401
正断层
53°
东南
5.5m
长度180m
影响回风、运输巷掘进
该井田位于大同向斜南西端之东翼，受区域构造影响，该井田总体为一走向北东，向北西倾斜的单斜构造，地层比较平缓，倾角一般2°～5°。
另外，根据该矿4-1煤层井下巷道揭露和地表露头资料，在井田南部还发现2条正断层，分述如下：
1）F1正断层
位于井田南部，根据该矿开拓巷道揭露，断层走向N80°E，倾向S，倾角80°，露头处落差29m，向东落差变小，为5m左右，走向延伸长度2300m。
2）F2正断层
位于井田南部，F1正断层南侧，与F1断层平行发育，据该矿井下巷道揭露，断层走向N80°E，倾向S，倾角55°，落差5～15m，走向延伸长度约2300m。
综上所述，f401断层对30205工作面掘进、回采时带来影响。
井田内发现2条较大的正断层，对30205首采工作面回采无影响。
5、水文地质：
根据地质报告对井田内水文地质分析，该井首采工作面直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，富水性不强，地表水体和大气降水及深部奥灰水均对井田煤层开采无影响，综合评价，该30205首采面井水文地质类型为简单型。
6、瓦斯
根据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年9月编制的《山西朔州山阴金海洋南阳坡煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》预测：
该矿以0.9Mt/a开采3号煤层时，矿井瓦斯相对涌出量为2.12m3/t，瓦斯绝对涌出量为4.01m3／min，该矿属于低瓦斯矿井。
7、煤尘爆炸性
该矿2009年12月采取3-2号煤层样委托山西煤炭工业局综合测试中心进行了煤尘爆炸性试验，另外2006年补勘时在补1号钻孔采取各可采煤层煤芯煤样进行了煤尘爆炸性测试，测试结果见表2-1-10。
煤尘爆炸试验成果表
煤层
采样地点
火焰长度（mm）
抑制煤尘爆炸最低
岩粉用量（%）
有无爆炸性
试验时间
3-1
补1号钻孔
50
55
有
2006
3-2
补1号钻孔
120
65
有
2006
南阳坡煤矿
﹥400
80
有
2009.12
根据测试结果，本井田3-1、3-2、号煤层均有煤尘爆炸危险性。
8、煤的自燃倾向性
2006年补勘时在补1号钻孔采取各可采煤层煤芯煤样进行了煤的自燃倾向性测试，测试结果见表2-1-11。
2-1-11煤的自燃倾向性试验成果表
煤层
采样地点
吸氧量（cm3/g）
自然倾向性等级
自然倾向性
3-1
补1号钻孔
0.5149
Ⅱ
自燃
3-2
补1号钻孔
0.6426
Ⅱ
自燃
南阳坡煤矿
0.67
Ⅱ
自燃
根据测试结果，3-1、3-2号煤层自燃倾向性等级为Ⅱ级，自燃倾向性为自燃。
9、地温、地压
该井田无地温、地压测试资料，据《左云南详查地质报告》中两个测温孔资料，本区地温梯度为3.2℃/100m，属地温正常区。
另据该矿和相邻煤矿开采情况，井下均未发现地温、地压异常现象，井田属地温、地压正常区。
11、储量：
1）储量边界的确定：
东至30205工作面切眼为界，西至轨道巷煤柱保护线，上、下限分别以工作面设计机巷、风巷为界。
2）储量块段平面积S斜=808*180/cos3°=145640m2
3）煤层平均厚度M=2.1m
4）煤层容重d=1.49t/m3
5）工作面地质储量Q地质=S斜×M×d=455706t
Q可采=Q×93％=423806t
块段
级别
平面积（m2）
倾角（°）
斜面积（m2）
容重（t/m3）
煤厚（m）
地质储量（t）
回采率（％）
可采储量（t）
1
A
145440
3
145640
1.49
2.1
455706
93
423806
第二章采煤方法与生产能力及服务年限
第一节 采煤工艺
一、采煤方法选择
30205工作面采用单一走向长壁采煤法，一次采全高，顶板处理为全部垮落法。
二、生产工艺流程
割煤→追机移架→推溜→清理→返刀→进行下一循环
三、回采工艺参数
一）采高
30205工作面为综采工作面。
设计采高为2.1m。
采用MG300/701-WD双滚筒煤机破煤，自动装煤，循环进度0.60m。
二）、回采工艺过程
现以煤机从机头通刀开始运行为例说明采煤工艺流程：
①煤机割通机头返刀到机尾，从机尾向机头割煤，右滚筒割顶煤，左滚筒扫底煤，采煤机向上割透端头煤壁后，自下而上推移刮板输送机，使刮板输送机弯曲段为15m后，将两个滚筒上下位置调换，向下进刀，通过15m弯曲段至25m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.6m）。
按要求推移刮板输送机至平直状态。
支架工在滞后煤机滚筒4～6架处开始移架；
②煤机割通机头后，煤机右滚筒降下扫底煤，向机尾返刀走空刀，在依次从机尾方向推溜至机头。
③煤机右滚筒升起割顶煤，左滚筒降下割底煤，向机头方向割煤；调整左右滚筒位置，割通机头后返刀；煤机左滚筒割顶煤，右滚筒割底煤，向机头方向割煤，同时滞后煤机左滚筒4～6架移架；拉好前、后溜机尾。
重复机尾向机头工艺过程。
四）工艺要求
1、割煤割煤采用MG300/701-WD型电牵引采煤机双滚筒采煤机，并自行装煤。
采用端头斜切进刀方式，单向割煤，往返一次割一刀。
煤机在工作面端头斜切进刀，回采时沿3-2#煤底板回采，顶、底板要割平，严禁出现台阶，煤壁要齐直，严禁出现割底板、留底煤、留伞檐超过300mm等现象，如因掘进时巷道留底煤或破底板时，要根据现场实际情况，使留底煤或破底板现象控制在最小范围内。
工作面采高控制在2.1±0.2m。
2、移架工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒4-6架进行移架,采取分组追机移架及时支护顶板的方式。
当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮扳,并在煤机前滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架。
支架要移成直线，移架步距为0.6m。
支架要移到位，接顶要严实有力。
3、推溜在煤机返空刀到机尾后，开始推前溜，并依次按顺序推溜,严禁由两头向中部或由中部向两头推溜，一律在溜子运行中推溜,轨道顺槽端头斜切进刀段外严禁紧随煤机推溜或停溜时推溜。
4、清理工作面溜子推过之后，要将支架底座前方、架间、电缆槽的浮煤清理干净。
五）层位控制
严格沿3-2#煤底板回采，使工作面层位控制合理。
第二节生产能力及服务年限
30205首采工作面地质构造简单，煤层赋存稳定，生产条件较好，为充分发挥机械化效能，设计采用综采回采工艺，工作面设计生产能力为167万吨/年。
每循环产量：
Q=lsmrc吨/循环
附表：
30205工作面巷道一览表
巷道名称
支护形式
工程量m
坡度
掘进断面m2
岩性
备注
车场
锚网喷
84
平
9.1
煤
中部车场联络巷
锚网索喷
176．5
平
9.1
煤
30205工作面运输顺槽
锚网索
838
平
14．4
煤
30205工作面回风顺槽
锚网索喷
838
平
15．5
煤
工作面切眼
锚网索+W钢带
180
平
16.1
煤
合计
2116．5
其中：
l----工作面长度（180m）
s----截深（0.6m）
m---平均煤厚（2.1m）
r----煤容重（1.49ml/m3）
c----工作面回采率（0.93）
Q=180×0.6×2.1×1.49×0.93=314吨
年生产能力:
A=QNDR
其中:
N----日循环次数（16次）
D----年工作日（350天）
R----正规循环率（0.95）
A=314×16×350×0.95=167万吨
2、服务年限
服务年限：
T=（Z/A）×12
其中:
Z---可采出量（42.4万吨）
T=（42.4/167）×12=3（月）
第三章巷道布置及支护设计
30205工作面为走向长壁布置，具体如下：
1、回采巷道布置
回风顺槽自3#煤层盘区轨道巷测点D点向北23.374m处开门，按照90°方位沿3-2煤层底板施工838.468m至采区边界（芍药花煤矿蹬空区，保护煤柱50m处），切眼按照0°方位施工，切眼长度180m。
运输顺槽自3#煤层盘区皮带巷与轨道巷联巷进行扩刷，距测点D点向北208.274m处按照90°方位扩刷至原巷24.5m处掘进，30205首采工作面保护煤柱为30m,回采巷道均沿煤层底板掘进,坡底按照煤层自然倾角施工。
2、车场布置
车场利用原3#煤车场巷道，在此基础上进扩刷、喷浆成巷，车场开口在副斜井S=337m处经联巷开口，按照129°方位，0‰坡度扩刷、喷浆84m后按104°方位施工176.5m经皮带巷过桥与盘区轨道巷贯通,另外，在回风顺槽开口30m范围布置一甩车场进行调车。
3、支护设计
车场全部布置在32煤层底板，为全煤巷道，设计为矩形:
S净＝宽3500mm×高2600mm=9.1m2；S毛＝宽3700mm×高2700mm=9.99m2，采用锚网喷支护。
锚杆采用长度为2000m、直径为18mm高强锚杆，间排距1000×1000mm，每孔2卷树脂药卷，喷厚100mm，砼强度为C20；
30205工作面回风巷断面设计为矩形:
S净＝宽4600m×高2700mm=12.42m2；S毛＝宽4800mm×高2700mm=13.44m2，永久支护采用锚、网、索全断面联合支护。
顶板锚杆间排距：
900×1000mm，顶板6根锚杆，顶部锚杆采用Φ18×L=2000mm左旋螺纹锚杆，托盘采用弧形托盘，规格为长×宽×厚=150×150mm×10mm；帮部（煤壁侧）锚杆采用Φ20×L=2000mm玻璃钢锚杆及配套托盘，锚杆间排距1200mm×1000mm，帮部（煤柱侧）采用Φ16×L=1600mm普通圆钢锚杆，托盘为平托盘，锚杆间排距为1200mm×1000mm，顶部、帮部全部挂网支护，顶板采用Φ5mm钢筋网，网格100mm×100mm，网幅1200mm×2200mm，帮部采用10#铁丝菱形网，网格50×50mm，网幅1000×10000mm。
锚索采用直径为Φ17.8mm×6000mm的高强低松弛钢绞线，间排距：
2000×3000mm，托盘采用300×300×10mm铁托板，锚固方式为端锚。
30205工作面运输巷断面设计为矩形:
S净＝宽4200mm×高2700mm=11.34m2；S毛＝宽4400mm×高2800mm=12.32m2，永久支护与同上。
切眼从3105回风顺槽掘进施工。
切眼方位0°，与30205运输顺槽贯通，工作面切眼设计断面为矩形:
S净＝宽6500mm×高2700mm=17.55m2；先按S净＝宽4600mm×高2700mm导硐施工650m，待导硐施工完毕后按S净＝宽1900mm×高2700mm进行30205工作面切眼扩帮施工，扩帮长度为180m,永久支护采用锚网索+W钢带联合支护，钢带规格为宽300mm，长4.5m，钢带眼孔Φ30mm。
顶板采用Φ18，L=2000mm左旋螺纹钢锚杆，间排距为1000mm×1000mm，每排布置5根，交错布置。
锚索采用直径为Φ17.8mm，L=6m的高强低松弛钢绞线，间排距：
1500×2000mm，每排布置3根。
附：
1）3#煤首采工作面设计施工图
2）回采巷道支护断面图
第四章通风设计
第一节回采巷道通风设计
一）、掘进工作面通风设计（以30205运输顺槽为例）
1）局部通风方式：
掘进工作面采用局部通风机通风，选用局扇为FBDNO6.3-2×22KW型，通风方式采用压入式。
2）局扇位置：
局部通风机安装在3#盘区皮带北巷和30205运输顺槽交叉点15m处。
3）掘进工作面实际需要风量计算
（1）按绝对CH4涌出量计算
Q掘=100qk
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q——掘进工作面的绝对CH4涌出量，根据地质报告提供的数据，计算矿井达产时绝对CH4涌出量为10.32m3/min，掘进工作面的绝对CH4涌出量按20%计算为2.064m3/min；
K——掘进工作面通风系数,取2。
则：
Q掘=100×2.064×2=412.8m3/min.
（2）按CO2涌出量计算
Q掘=67qK
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
q——掘进工作面的绝对CO2涌出量,根据地质报告提供的数据，计算矿井达产时矿井绝对CO2涌出量为14.24m3/min，掘进工作面的绝对CO2涌出量20%计算2.848m3/min；
K——掘进工作面通风系数,取2。
则：
Q掘=67×2.848×2=381.6m3/min.
（3）按人数计算：
Q掘=4N
式中：
N──掘进工作面同时工作的最多人数，N=18人。
Q掘=4×18=72m3/min
（4）按局部通风机的实际吸风量计算
Q掘=Q扇·I+60×0.25S
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Q扇——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/s；FBDNO6.3-2×22KW型局部通风机吸风量330-560m3/min，取其最小吸风量为330m3/min；
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
S——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面m2。
Q掘=330×1+60×0.25×12.32=514.8m3/min
（5）按风速验算
按《煤矿安全规程》规定煤巷、岩巷掘进工作面风量应满足:
煤巷掘进：
60×0.25Sj＜Q掘＜60×4.00Sj
式中:
Sj——掘进工作面的断面积
则:
60×0.25Sj=15×15=225m3/min＜514.8m3/min
60×4.00Sj=240×15=3600m3/min＞514.8m3/min
选其中最大值Q掘=514.8m3/min，符合风速要求。
（6）硐室实际需要风量
形成生产时，3煤变电所采用独立通风系统，其他硐室均采用新风扩散通风。
根据变电所容积及保证变电所硐室内温度不超过20℃，取其供风量为200m3/min。
（7）局扇选型：
局扇风量计算：
Q局＝PQ＝1.2×381.6＝458m3/min
Q局：
局扇风量m3/min
P:
取1.2备用系数
Q：
按CO2涌出量计算的需风量
根据掘进期间的用风量大小和通风距离，选取FBDNO6.3-2×22KW对旋式风机，额定风量为330-560m3/min，完全可以满足要求，风筒选用直径为800毫米、胶质阻燃风筒。
第二节首采工作面通风设计
一）、首采工作面通风设计
1）首采工作面实际需要风量
（1）按CH4涌出量计算
Q采=100qk
式中:
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；
q——回采工作面的CH4绝对涌出量，根据地质报告提供的数据，计算矿井达产时绝对CH4涌出量为10.32m3/min，回采工作面的绝对CH4涌出量按70%计算为7.224m3/min；
K——回采工作面通风系数,取1.6。
则：
Q采=100×7.224×1.6=1155.84m3/min
（2）按CO2涌出量计算
Q采=67qK
式中:
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；
q——回采工作面的绝对CO2涌出量，根据地质报告提供的数据，计算矿井达产时矿井绝对CO2涌出量为14.24m3/min，回采工作面的绝对CO2涌出量按70%计算9.968m3/min；
K——回采工作面通风系数,取1.6。
则：
Q采=67×9.968×1.6=1068.57m3/min
（3）按气象条件计算
以采煤工作面所需基本风量计算，且应低于最高风速4m/s。
Q采=60·V·S·70%·K采高·K采面长
式中：
Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；
K采高——回采工作面采高调整系数；
K采面长——回采工作面长度调整系数；
V——回采工作面适宜风速，m/s；取1.2m/s。
S——回采工作面平均有效断面积m2
Q采=60×1.2×17.55×70%×1.1×1.1=1070.27m3/min
（4）按人数计算：
Q采=4N
式中：
N──回采工作面同时工作的最多人数，N=40人。
Q采=160m3/min
取上述计算的最大值Q采=1155.84m3/min
（5）按风速验算
按《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤岩巷回采工作面风量应满足:
15S大＜Q采＜240S小
式中:
S——回采工作面有效断面积，m2
S大=6.5×2.8×70%=12.74m2；S小=6.5×2.7×70%=12.28m2
15S大=15×12.74=191.1m3/min
240S小=240×12.74=3057.6m3/min
根据计算结果，Q采=1155.84m3/min，符合风速要求。
达产时共布置1个回采工作面，故Q采=1155.84m3/min。
二）备用工作面用风量，取采煤工作面用风量的50﹪，故备用工作面风量为578m3/min.
三）胶轮车需风量计算
井下辅助运输采用无轨胶轮车，按稀释胶轮车排放尾气核算辅助运输大巷需风量。
Q柴=5.44×N×P×K
式中:
Q柴——稀释胶轮车排放尾气需风量；m3/min；
N——该地点使用胶轮车台数；台
P——胶轮车功率；KW
Q柴架=5.44×1×200×1=1088m3/min
Q柴料=5.44×2×65×（0.7+0.5）=848.64m3/min
按大巷中同时运行3台车辆考虑，通风系数第一台按1、第二台按0.7、第三台按0.5计算，需风量1936.64m3/min,满足稀释胶轮车排放尾气的需求。
四）矿井总进风量
Q矿井=（∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐室+∑Q其它）×K
=（1155.84+578+2059.2+200+1936.64）×1.2=7115.6m3/min=118.6m3/s，取整数120m3/s。
综合以上方法的计算结果取最大值，则矿井总进风量为120m3/s。
第三节风量分配
矿井达产时共布置1个采煤工作面和2个掘进工作面，考虑停产不停风的原则需要备用2个掘进工作面，故ΣQ掘=4×514.8=2059.2m3/min，加胶轮车排尾气风量和其他硐室需要风量，故矿井风量分配暂定如下：
一）矿井总风量按井下各用风地点需风量进行分配，矿井风量分配如下：
主斜井进25m3/s，副斜井进35m3/s。
无轨胶轮斜井60m3/s，
回采工作面21m3/s,备用工作面11m3/s,每个掘进工作面9m3/s，掘进工作面共36m3/s，其它52m3/s。
二）通风系统路线：
新鲜风：
主、副井→3#煤主井绕道\3#煤甩车场→盘区皮带巷→30205工作面运输顺槽→30205工作面
乏风：
30205工作面→30205回风顺槽→盘区轨道巷→原3#集中主运大巷→3#煤回大巷→4#煤回风联络东西大巷→4#煤总回风巷→东风井→地面
附：
1）通风系统图
第五章供电设计
一、供电设备选择
（一）设备选型
根据《集团公司综采综掘机械化现状分析及发展规划合理配套方案》中对薄及较薄煤层高效开采工作面的选型配套方案，30205工作面综采设备数量及型号如下：
基本支架（ZY6000/14/33）117架、过渡度支架4台、采煤机（MG300/701－WD）一台、刮板运输机（SGZ764/1260）一部、转载机（SZZ800/160）一部、破碎机（PLM1500）一部、两台乳化泵（BRW400/31.5）、喷雾泵（BPW315/16）一台、皮带机（DSJ100/75/2×160）一部等。
采煤工作面各设备主要参数见
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