7707综放工作面设计说明书.docx
《7707综放工作面设计说明书.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《7707综放工作面设计说明书.docx（49页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
7707综放工作面设计说明书
7707综采放顶煤工作面
设计说明书
编制：
审核：
科长：
设计副总
总工程师：
姚桥煤矿
二○一三年五月六日
图纸和说明书目录
序号
图纸或说明书名称
设计单位
1
7707综放工作面掘进地质说明书（图）
地质测量科
2
7707综放工作面防水（岩）柱计算与留设
地质测量科
3
7707综放工作面巷道布置图
生产技术科
4
7707综放工作面设计说明书（含工作面冲击危险因素分析与防治）
生产技术科
5
7707综放工作面“一通三防”专项设计
通风科
6
7707综放工作面注浆、排水、防尘、供水路线图
通风科
7
7707综放工作面避灾路线图
通风科
8
7707综放工作面注水路线图
通风科
9
7707综放工作面通风系统图
通风科
10
7707综放工作面瓦检行走路线图
通风科
11
7707综放工作面供电设计图
机电科
12
7707综放工作面供电设计说明书
机电科
13
7707综放工作面安全监测监控设计说明书
信息科技环保科
14
7707综放工作面监控系统安装示意图
信息科技环保科
15
7707综放工作面设备布置图
综机管理科
16
7707综放工作面辅助运输系统
运输科
7707综放工作面设计说明书
1工作面概况
7707工作面位于山东省微山县昭阳湖下，东六上山采区上部，其南为东六采区上山,北以袁堂断层防水煤柱线为界,东为7705设计工作面（实体煤）,西为7709工作面（采空区）。
工作面对应地面标高＋31.30～+35.90m,工作面标高为-180～-280m,材料道走向水平长度为1242.2m，溜子道走向水平长度为1362.2m,设计工作面水平净长110.9m（对接前）/225.5m（对接后）,7#煤煤层平均厚度5.75m，煤层结构简单，无夹矸，7#煤工业储量2.58Mt,设计动用储量2.36Mt，回采煤量为2.01Mt，回采率为85%。
工作面煤层倾角在1°～15°，平均倾角9°，工作面斜面积297240㎡。
工作面内8#煤平均厚度4.39m,7、8#煤层间距平均厚度6.65m，工作面内没有勘探钻孔。
2地质概况
2.1地质构造
断层：
工作面内无断层。
褶皱：
工作面整体形态为一向斜构造，北翼最大倾角16°，南翼最大倾角6°。
工作面内无岩浆岩侵入。
2.2煤尘、瓦斯及自燃情况
7707工作面属低瓦斯工作面，瓦斯涌出量很小，但煤层具有自燃发火倾向，煤层自燃发火期一般为1～3个月。
本工作面所采煤层为7#煤，煤尘爆炸指数为44.26%（Vdaf值）,煤层有强烈爆炸危险。
掘进及回采时要求防爆设施齐全，并制定严格的防爆措施。
煤层顶底板特征、工作面水文地质情况及开采技术条件详见《7707综采工作面掘进地质说明书》。
2.3地质特征
煤层直接顶为砂质泥岩，厚度2.80～4.18m，平均厚度3.58m，灰黑色，含砂量自上而下逐渐减小，底部含碳量较高，见滑面、高角度裂隙，见黄铁矿薄膜和植物化石。
工程地质条件为中等稳定型～稳定型。
自然抗压强度为28.3～80.8Mpa。
老顶为中砂岩，厚度15.53～27.91m，平均厚度23.35m，灰白色，主要成分为石英、长石，分选、磨圆度较好，层面含炭质，见炭质条带和菱铁质条带组成水平层理，钙质、硅质胶结，坚硬，下部砂粒较细。
工程地质条件为中等稳定型～稳定型。
自然抗压强度为75～160.1Mpa。
直接底为泥岩，厚度0.60～20.60m，平均厚度6.65m，黑色，致密，含植物化石和星点状黄铁矿，局部含砂较多，成砂质泥岩参差状断口，以下为8#煤层。
工程地质条件为中等稳定型。
自然抗压强度为25.6～83.0Mpa。
7707综采放顶煤工作面7#煤顶、底板岩性见综合柱状图
2.4工作面水文地质与水害评价
1）、7707相邻工作面回采水文地质情况
7707相邻工作面为7709工作面，7709工作面切眼沿袁堂断层煤柱布置，依据屯能司复【2003】49号文，7709工作面留设断层煤柱宽度为52～63m，工作面回采期间最大涌水量15m³/h。
2）、7707工作面水害评价与防范措施
7707工作面切眼外侧是落差为180m的袁堂支断层，断层使下盘奥灰水与上盘煤系地层对接，奥灰水对采掘工作有一定的威胁。
依据屯能司复【2003】49号文，7707工作面留设安全防水煤柱宽度42m～53m，工作面采掘过程中，要严格按照设计施工，不得破坏防水煤柱。
工作面回采期间涌水水源主要是7煤顶板砂岩裂隙水，预计工作面正常涌水量为5m³/h，最大涌水量为15m³/h。
预计袁堂断层水对工作面回采无水害威胁，工作面回采前要在低洼区建立排水系统。
2.57707工作面防水（岩）柱计算与留设
1、7707工作面袁堂断层煤柱留设依据
7707工作面切眼外侧袁堂断层落差180m，断层使下盘奥灰水与上盘煤系地层对接，奥灰水对工作面采掘活动带来水害威胁。
1998年至2000年通过对湖区袁堂断层进行水文地质补充勘探，查明了袁堂断层的位置及断层产状;查明了袁堂断层及其上、下盘主要含水层的水文地质特征;查明了袁堂断层的导阻水性:
袁堂断层存在局部导水段,分布在973孔东西两侧,西段长约210m,东段长约1580m,其它段是相对阻水的;断层最大落差1050m，下盘奥灰水最大水头压力为7Mpa。
2001年5月根据水文地质补充勘探成果，由煤矿水害防治专业委员会专家技术服务部，提交了《姚桥煤矿井田微山湖区7、8煤开采防治水方案设计》，2003年上海大屯能源股份有限公司以屯能司复【2003】49号文批准。
2、袁堂断层煤（岩）柱留设计算依据：
袁堂断层煤（岩）柱留设依据为屯能司复【2003】49号文，依据屯能司复【2003】49号文规定，7707工作面留设断层煤柱宽度为42m～53m。
湖区袁堂断层防水煤柱留设考虑奥灰水在两个方向上的水头压力的危害。
即一是断层水在顺煤层方向上的水头压力；二是煤层底部隔水岩层能否抗住下部奥灰水的压力。
1）当考虑顺煤层方向断层水头压力时防水煤柱（L1）计算公式：
Ll＝0.5KM
………………①
式中：
Ll——顺煤层的煤柱宽度（m）;
K——安全系数；
M——煤层厚度或采高（m）；
P——顺煤层的水头压力（Kgf／cm2）；
Kp——煤的抗张强度（Kgf／cm2）。
2）当考虑煤层底部受奥灰水头压力时防水煤岩柱L2的计算公式：
L2＝H安／sina………………②
H安＝P/V+C………………③
上式中：
H安——安全水压条件下所需的隔水岩层厚度（m）；
P——煤层底板水头压力（Kgf／cm2）；
V———突水系数；
C——煤层开采时底板扰动破坏深度（m）；
a——断层倾角。
依据③式，在计算出安全防水岩（煤）柱厚度后可直接在相关剖面图上求解求出H安厚度截距内的防水煤柱尺寸L2值。
3）按上述两种方法分别计算出L1、L2尺寸及其平面投影的L1-1、L1-2值，取二者中之大值选取为7、8煤断层防水煤柱L的宽度尺寸值。
为便于计算，主要对各勘探线沿勘探线方向计算煤柱宽度。
3、袁堂断层煤柱留设计算结果
7、８煤袁堂断层防水煤柱留设计算结果一览表
公式
及
参数
L１＝0.5KM
KP=6Kgf/cm2,K=5
L1—煤柱倾斜宽度
L1-1—煤柱水平投影宽度
H安=
+10
V=0.55Kgf/（cm2.m）
L：
煤柱
取值
（m）
线
别
煤层名称
开采情况
单层煤厚
总厚（m）
交面线
标高（m）
P
（Kgf/cm2）
L1
（m）
L1-1
（m）
H安
（m）
L2
（m）
L2-1
（m）
01
7煤
单层开采
4.83
-590
59.5
66
118
140
138
138
01
8煤
单层开采
2.54
-600
60.5
35
120
143
140
140
02
7、8煤
合并开采
4.57+4.03
8.6
-516
52.1
110
109
105
116
114
114
02-03
7煤单层开采
8.69
-336
34.1
90
84
72
96
89
89
02-03
8煤单层开采
4.46
-340
34.5
43
74
98
92
92
03
7煤单层开采
6.09
-253
25.8
55
57
62
62
62
03
8煤单层开采
4.48
-260
26.5
46
58
63
63
63
04
7煤单层开采
2.87
-95
5.4
12
20
25
23
23
04
8煤单层开采
1.99
-120
7.9
10
24
30
28
28
1
7、8煤
合并开采
5.94+4.75
10.69
-530
53.5
138
（+20）
136
（+20）
107
126
124
156
2
7、8煤
合并开采
5.94+4.75
10.69
-597
60.2
147
144
119
138
136
144
3
7、8煤
合并开采
5.59+4.21
9.8
-582
58.9
133
117
144
139
139
4
7、8煤
合并开采
3.92+1.25
5.17
-606
61.1
72
121
165
152
152
5
7、8煤
合并开采
4.44+4.21
8.65
-747
70.7
129
139
164
162
162
7707断层煤柱留设结果：
沿7707工作面两道设计留设断层煤柱宽度为42m～53m。
2.67707工作面冲击危险因素分析与防治
1、7707工作面冲击危险因素分析
7707工作面溜子道与7709采空区相邻，材料道侧为实体煤，影响7707工作面冲击危险的主要因素有：
（1）工作面褶曲轴部区域受水平构造应力较大，具有一般冲击危险性；
（2）中国矿业大学提交的《大屯矿区深部矿井冲击矿压危险性分析与监测防治技术方案研究》科技项目报告中提出了：
7709工作面的一次见方、7711工作面的二次见方、7713工作面的三次见方、7715工作面的四次见方和7717工作面的五次见方等顶板活动影响，使得7709工作面以上采空区侧区域有中等冲击危险性，非采空区侧区域具有一般冲击危险性，根据该报告推测：
7707工作面的一次见方、7709工作面的二次见方、7711工作面的三次见方等顶板活动影响，同样使得7707工作面以上采空区侧区域有中等冲击危险性，非采空区侧区域具有一般冲击危险性；（3）7707工作面推进至与7707工作面改切眼对接区域时，该区域附近应力集中明显，且存在见方来压的可能，具有一定冲击可能性。
2、7707工作面冲击危险防治
目前研究的监测、预警冲击地压的方法较多，尚未形成固定的成熟的防治冲击地压的模式，根据大屯矿区监测冲击地压的常用方法，7707工作面掘进、回采期间，必须及时使用综合指数法、钻屑法、电磁辐射监测法、矿压监测法等方法对工作区域的冲击危险指标进行确定，同时要做好各监测方法的施工记录以及数据的采集和分析。
如果判定工作区域出现冲击危险时，必须编制防冲专项设计，并及时采取有效的技术措施解除或减缓冲击危险。
3开采方法、巷道布置及支护设计
3.1开采方法及巷道布置
根据地质勘探资料，7707工作面7#煤、8#煤间层间距为0.6～20.6m，平均层间距6.65m，层间距变化较大，不能满足7#、8#煤联采的要求，因此7707工作面不实行7#、8#煤联合开采。
根据地质勘探资料，7707工作面内无断层。
7707工作面地质构造简单，工作面煤层赋存倾角基本平缓，工作面走向最大落差约115m，没有大的起伏且煤层较厚，7#煤平均厚度5.75m，适合综采放顶煤开采。
综合考虑以上情况和其它客观因素，7707工作面开采方法确定为走向长壁综采放顶煤开采，顶板管理为全部垮落法，综合机械化采煤。
3.1.1工作面布置方式
7707工作面面长111m/225.5m，走向长度1242.2m/1362.2m，煤层倾角1～15°，平均9°，工作面7煤厚度5.0～6.5m，平均厚度5.75m，可回采煤量2.1Mt。
煤层俯采角度2～15°，仰采角度2～5°。
工作面上、下顺槽及切眼均沿7#煤层底板布置，上、下顺槽相互平行。
7707工作面溜子道与7709（采空区）工作面溜子道平行布置，两顺槽中-中按8m进行布置，理论净煤柱3.7m。
7707材料道通过东六
（二）轨道上山第四中部车场与东六
（二）轨道上山相联，构成工作面的进风与辅助运输系统；7707溜子道通过煤仓与东六
（二）皮带上山相联,构成工作面的运煤系统；7707工作面通过7707溜子道回风通道与东六
（二）回风上山相连,构成工作面的回风系统。
工作面范围内的煤层厚度平均5.75m,设计采高为2.5m，平均放煤高度为3.25m,采放比为1:
1.3。
7707工作面布置方式详见《7707综放工作面采掘设计平面图》。
3.2巷道断面及支护设计
7707综放工作面材料道、溜子道为矩形断面、切眼为异形断面，锚网（索）支护。
支护设计依据为屯煤电司［2002］62号《关于应发煤巷锚（索）支护设计暂行规定的通知》，《大屯矿区煤巷锚杆（索）支护设计规定》及工程类比。
由于受煤矿地质条件的复杂性、多变性和不确定性等因素的影响，掘进施工过程中应根据现场实际及时采取针对性措施。
7707溜子道为沿空送巷，溜子道下帮施工时应喷混凝土进行封闭，喷层厚度100mm。
3.2.17707综放工作面材料道锚网（索）支护设计
7707综放工作面材料道为沿7#煤底掘进、留顶煤的全煤巷道，为满足行人、通风的要求，设计材料道为矩形断面，断面宽×高=4.0×2.6m，锚网（索）支护。
3.2.1.1锚网（索）支护设计的基本参数
1）采深：
H=269.3＋35.9=305.2m
2）煤厚：
M=5.75m
3）容重：
γ煤=1.38T/m3，γ岩=2.55T/m3
4）粘结力：
C=4.73Mpa
5）内摩擦角：
=30°
λ=（1－SIN
）/2SIN
=0.5
6）剪切弹模：
G=3.37×103Mpa
7）采动影响系数：
K1=1.3
煤岩体力学参数修正系数：
K2=1/2.5
8）原岩应力：
γ×H=2.55×305.2=7.78Mpa
9）巷道面积：
S=宽×高=4.0×2.6=10.4㎡
10）支护阻力：
Pi很小，取Pi=0
3.2.1.2围岩类别确定
1）巷道当量半径的确定
a=1.20×（s/3.14）0.5=1.20×（4.0×2.6/3.14）0.5=2.18m
2）计算R、μ及Δ
=3.12m
=28.32mm
Δ=R－a=3.12－2.18=0.94m
根据计算出的Δ=1.95m,
=28.32mm，对照《通知》可知,该材料道围岩为Ⅱ2类,除考虑锚杆支护外,还应考虑锚索加固问题。
3.2.1.3锚杆支护设计
1）不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R′：
=2.83m
Δ′=R′－a=2.83－2.18=0.65m
L=L1＋Δ′＋L2=0.6＋0.65＋0.1=1.35m
式中：
L为锚杆长度;考虑井下条件复杂性以及材料供应等因素，取L=2.0m
L1为锚固长度,取0.6m;
Δ′为加固范围;
L2为锚尾长度,取0.1m。
2）锚杆直径设计
设定锚杆间排距900×1100mm，求直径D
⑴qd′=n·（R′－h）·γ=2.5×（2.83－1.3）×1.38
=5.28t/m2
式中：
qd′为载荷集度;
γ为极限平衡区煤岩体的容重;
n为荷载备用系数,取2.5;
h为矩形巷道的半高。
⑵单根锚杆支护面积：
S=H×I=0.9×1.1=0.99m2
⑶锚杆直径：
≈14.10mm
式中：
[σ]为杆体材料许用强度，[σ]=335MPa
3）锚杆间、排距设计
已知锚杆直径D,求锚杆间排距（H,I）
选取D=18mm,
=1270mm
以上式中D均指锚杆杆尾螺纹段螺纹内径尺寸。
通过以上计算及工程类比，7707综放工作面材料道顶部选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆（其杆尾螺纹内径D=18mm）,锚杆长度为2.0m,锚杆间距为900mm，锚杆排距为1100mm，锚固力不小于64KN。
3.2.1.4锚索设计
1）锚索长度设计
L=L1＋Δmax＋L2=1.5＋3.15＋0.3=4.95m
式中：
L为锚索长度;
L1为锚索深入坚硬岩层内的锚固长度,取1.0～1.5m;
Δmax为考虑采动影响时极限平衡区深入围岩的最大深度（5.75-2.6=3.15）;
L2围锚索外露长度,取0.3m。
根据计算及工程类比，考虑到材料道直接顶砂质泥岩平均厚度为3.58m、材料道上帮破底300～400mm等因素，故选取锚索长度为5.2m。
2）锚索排距设计
每排考虑布置2根φ17.8锚索,下部用钢板带结构形成绗架。
根据锚索的屈服载荷,求锚索的排距：
=3.4m
式中：
Y1为φ17.8锚索的屈服载荷,Y1=31.97KN;
B为巷道跨度;
为内摩擦角;
γ极限平衡区煤岩体容重（γ煤岩=2.2T/m3）;
Δ为极限平衡区深入顶板围岩的深度或顶煤厚度
（Δ=5.75-2.6=3.15m）。
通过计算和工程类比,设计选用φ17.8锚索,每排布置2根锚索,锚索排距为3.3m,间距为1.8m,锚索长度为5.2m。
结论：
根据计算及工程类比,考虑到井下施工复杂性和地质条件多变性，7707综放工作面材料道顶部选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆（其杆尾螺纹内径D=18mm）,锚杆长度为2.0m,锚杆间距为900mm，锚杆排距为1100mm，锚固力不小于64KN。
两帮选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆,锚杆长度为2.0m,锚杆间距为750mm、排距为1100mm，锚固力不小于30KN（工作面侧巷道帮可以有条件选择可切割锚杆进行支护）。
顶部使用方格网、两帮使用菱形金属网片。
设计锚索参数为每排布置2根φ17.8锚索,锚索间距为1.8m,锚索排距为3.3m,锚索长度为5.2m。
见材料道断面图。
3.2.27707综放工作面溜子道锚网（索）支护设计
7707综放工作面溜子道为沿7#煤底掘进、留顶煤的全煤巷道,最大深度为-282m。
为满足行人、通风和运输的要求，设计溜子道断面宽×高=4.6×2.8m，锚网（索）联合支护。
3.2.2.17707溜子道锚网（索）支护设计的基本参数
1）采深：
H=282＋35.9=317.9m
2）煤厚：
M=5.75m
3）容重：
γ煤=1.38T/m3，γ岩=2.55T/m3
4）粘结力：
C=4.73Mpa
5）内摩擦角：
=30°
λ=（1－SIN
）/2SIN
=0.5
6）剪切弹模：
G=3.37×103Mpa
7）采动影响系数：
K1=1.3
煤岩体力学参数修正系数：
K2=1/2.5
8）原岩应力：
γ×H=2.55×317.9=8.11Mpa
9）巷道面积：
S=宽×高=4.6×2.8=12.88m²
10）支护阻力：
Pi很小，取Pi=0
3.2.2.2围岩类别确定
1）巷道当量半径的确定
a=1.20×（s/3.14）0.5=1.20×（4.6×2.8/3.14）0.5=2.43m
2）计算R、μ及Δ
=3.53m
=33.62mm
Δ=R－a=3.53－2.43=1.1
根据计算出的Δ=1.02m,
=31.00mm可知,该溜子道围岩为Ⅱ3类,除考虑锚杆支护外,还应考虑锚索加固问题。
3.2.2.3锚杆支护设计
1）不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R′：
=3.20m
Δ′=R′－a=3.20－2.43=0.77m
L=L1＋Δ′＋L2=0.6＋0.77＋0.1=1.47m
式中：
L为锚杆长度;考虑材料供应等因素，取L=2.0m
L1为锚固长度,取0.6m;
Δ′为加固范围;
L2为锚尾长度,取0.1m。
2）锚杆直径设计
设定锚杆间排距800×1000mm，求直径D
⑴qd′=n·（R′－h）·γ=2.5×（3.2－1.4）×1.38=6.21t/m2
式中：
qd′为载荷集度;
γ为极限平衡区煤岩体的容重;
n为荷载备用系数,取2.5;
h为矩形巷道的半高。
⑵单根锚杆支护面积：
S=H×I=0.8×1.0=0.8m2
⑶锚杆直径：
≈13.74mm
式中：
[σ]为杆体材料许用强度，[σ]=335MPa
3）锚杆间、排距设计
已知锚杆直径D,求锚杆间排距（H,I）
选取D=18mm,
=1171mm
以上式中D均指锚杆杆尾螺纹段螺纹内径尺寸。
通过以上计算及工程类比，7707综放工作面溜子道顶部选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆（其杆尾螺纹内径D=18mm）,锚杆长度为2.0m,锚杆间距为800mm，锚杆排距为1000mm，锚固力不小于64KN。
3.2.2.4锚索设计
1）锚索长度设计
L=L1＋Δmax＋L2=1.5＋3.7＋0.3=5.5m
式中：
L为锚索长度;
L1为锚索深入坚硬岩层内的锚固长度,取1.0～1.5m;
Δmax为考虑采动影响时极限平衡区深入围岩的最大深度（6.5-2.8=3.7）;
L2围锚索外露长度,取0.3m。
根据计算及工程类比，考虑到直接顶泥岩平均厚度为3.58m、溜子道为沿空送巷、井下施工复杂性和地质条件多变等因素，决定选取锚索长度为6.2m。
2）锚索排距设计
每排考虑布置2根φ17.8锚索,下部用钢板带结构形成绗架。
根据锚索的屈服载荷,求锚索的排距：
=3.1m
式中：
Y1为φ17.8锚索的屈服载荷,Y1=31.97KN;
B为巷道跨度;
为内摩擦角;
γ极限平衡区煤岩体容重（γ煤岩=2.2T/m3）;
Δ为极限平衡区深入顶板围岩的深度,或顶煤厚度（5.75-2.8=2.95）。
通过计算和工程类比,设计选用φ17.8锚索,每排布置2根锚索,锚索排距为3.0m,间距为2.4m,锚索长度为6.2m
结论：
根据计算及工程类比,考虑到井下施工复杂性和地质条件多变性，7707综放工作面溜子道顶部选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆（其杆尾螺纹内径D=18mm）,锚杆长度为2.0m,锚杆间距为800mm，锚杆排距为1000mm，锚固力不小于64KN。
两帮选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆,锚杆长度为2.0m,锚杆间距为750mm、排距为1000mm，锚固力不小于30KN（工作面侧巷道帮可以有条件选择可切割锚杆进行支护）。
顶部使用方格网、两帮使用菱形金属网片。
设计锚索参数为每排布置2根φ17.8锚索,锚索间距为2.4m,锚索排距为3.0
升级会员 