30105工作面设计说明书.docx

1、30105工作面设计说明书(陕西省榆林市竹园嘉原矿业有限公司)30105工作面设计说明书江苏省矿业工程集团有限公司第四工程处柳巷项目部年 月 第一章 编制说明一、编制说明： 根据煤矿安全规程、国家安全监管总局国家煤矿安监局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知（安监总煤行2008130号）规定，按照矿井工作面生产接续安排，为保证30105工作面有序、安全生产，特编制30105综采放顶煤工作面总体设计。二、瓦斯地质说明1、概述：30101首采工作面已经开始回采，根据30101综放工作面回采地质说明书、30101工作面综合柱状图及柳巷勘探报告综合分析，30105工作面煤层平均厚度为10.5m，煤

2、层平均倾角为0.3，煤层厚度变化稳定，无夹矸，该煤层层位稳定，厚度大，变化规律明显，煤类以长焰煤为主，少量不粘煤及弱粘煤。煤层结构简单，煤层结构简单、稳定，工作面总体形态为单斜构造。2、根据柳巷勘探报告，对各煤层共计采取瓦斯煤样10个。采样深度249.10364.60m，采样现场均用解吸法解析了瓦斯含量。各煤层自然瓦斯成分中，主要为氮气，少量二氧化碳和沼气。其中，氮气成分占97.1899.76%，平均占99.12%；沼气成分占0.001.28%，平均占0.45%；二氧化碳成分占0.241.54%,平均占0.84%；重烃成分为0。通过10组瓦斯抽样试验报告的分析对比，由于各煤层的瓦斯含量较低，同

3、煤层在平面的变化及各煤层在垂向上的变化规律均不明显。井田内各煤层的沼气成分最大为1.28%，平均仅为0.45%。因此，区内各煤层瓦斯含量很低。井田内各煤层埋藏较浅，地层产状近水平，无贮气构造，煤的变质程度低，虽有少量瓦斯溢出，但大多沿岩石裂隙逸散于大气中，因此测试结果气体总量很小。通过对周边煤矿调查，矿井瓦斯含量极少或无，属低瓦斯矿井。3、30101首采工作面两道顺槽掘进期间的瓦斯浓度变化情况为0.010.08。由于煤层较厚，预计瓦斯含量会增加。因此在30105工作面掘进期间要做好瓦斯管理工作，尤其是工作面上隅角的管理,认真落实“先抽后采、以风定产、监测监控”的瓦斯治理方针。第二章 工程量、工

4、期、储量及服务年限一、工程量根据采区保护煤柱线及巷道布置情况确定30105切眼位置及两道顺槽长度如下表所示：表1 工程量、规格明细表序号巷道名称断 面形 状规格宽*高掘进断面（m2）净断面（m2）工程量（m）支护型式130105回风顺槽矩形6.0*3.822.821.01594锚杆、锚索230105回顺联络巷矩形5.2*3.920.0817.565.5锚索喷330105运输顺槽矩形5.2*3.819.7619.761594锚杆、锚索430105运顺联络巷矩形5.2*3.920.0817.528.3锚索喷530105调车硐室矩形6.0*3.822.821.014锚杆、锚索630105调车硐室矩形

5、6.0*3.822.821.022锚杆、锚索730105绞车窝矩形5.2*3.819.7619.765锚杆、锚索830105切眼矩形10.0*3.838.035211锚杆、锚索合计3534二、施工顺序掘进：30105运顺外段联络巷30105运输顺槽30105切眼回拆30105回顺外段联络巷30105回风顺槽30105切眼回拆安装：30105运输顺槽皮带一部、皮带驱动装置一部30105回风顺槽胶轮车运输安装控制站列车、移变安装转载机、破碎机、30105切眼安装工作面刮板输送机、安装支架、煤机回采：30105切眼试采30105综放面正规循环作业30105停采线拆除：30105未采区铺网上绳停采线3

6、0105回风顺槽抹角30105上出口打硐室安装绞车回收综采设备密闭：30105运输顺槽、回风顺槽各两道密闭墙，注密闭材料。三、可采储量Z = LBHRQ式中： Z 工作面可采储量， 万t；L 工作面可采走向长度， 1416m；B 工作面倾斜长度， 200m；H 平均煤厚， 10.5m；R 煤的容重， 1.30t/m3;Q1 综合回收率 78;循环进尺 0.8m;代入算得：Z 301万t 循环产量：B*H*R*Q*0.8=1703t四、工作面生产制度、月推进度及日循环产量、个数、服务年限工作面掘进、回采均采用“三八”工作制，早班检修，中、夜班生产循环进尺0.8米，循环个数3,正规循环率80%，月

7、推进110米，月生产能力:1703*3*80%*30=12万t. 服务年限：301/12=24个月第三章 工作面巷道布置一、工作面巷道布置30105综采放顶煤工作面位于一水平西翼，采用走向长壁后退式采煤法，“U”型通风系统，工作面设计运输顺槽与回风顺槽各一条，为有效控制巷道底板，均沿巷道底板掘进。2、巷道断面设计1、30105回风顺槽主要用于回风及安装、拆除支架，根据采矿设计手册宽度为安全间隙、车辆宽度及巷道变形构成，因此为：1.4+3.0+1.4+0.2=6米，高度为支架的运输高度、安全间隙、预留巷道变形量：2.65+0.5+0.35=3.5米，巷道有效断面为5.9*3.4=20.06m2,

8、最大可通过有效风量：4944m3/min，通过第七章计算巷道断面满足通风需要.2、30105运输顺槽巷主要用于进风及主运输服务，宽度影响因素：皮带宽度、安全间隙、控制站列车宽度、巷道变形量：1.8+0.5+0.3+1.6+1.0=5.2（净宽）；高度主要考虑：巷道变形量及行人高度,2.0+0.5+1.3=3.8米，巷道有效断面为：5.1*3.7=18.87m2，通过计算巷道断面也满足通风需要.3、30105切眼主要用于安装支架及溜子，宽度考虑，支架调向长度、通风、安全间隙，支架对角线长度9.4米，安全间隙0.3米，故长度8.4+0.3+0.3=10米；高度主要考虑支架及安全间隙、巷道变形量，2

9、.65+0.45+0.4=3.5米.3、支护形式见第二章工程量、规格明细表四、支护设计本工作面地质构造简单，根据地质报告没有大于10米的断层；在30101两道掘进过程中以及回采过程中也应证了报告的正确性，针对上述情况，为确保安全生产在该工作面两顺槽、切眼全部采用锚杆、锚索进行加强支护。支护的具体原则：以现场监控法和工程类比法为主、以悬吊理论计算进行验算，参照一水平辅助运输煤门巷道支护技术参数，确定巷道支护形式，具体如下：(一)、临时支护掘进期间：安全点柱与撅顶道以及架棚料。切眼安装期间：增加单体液压支柱、木垛。（二）、永久支护采用锚索支护，顶板金属锚杆间排距1000*1000mm，锚索间距21

10、00mm，具体所用材料及标准如下：1、材料a)钢绞线：预应力钢绞线采用15.24mm级低松驰钢绞线。b)托板：选用强度16#槽钢加工，长度300mm。c)金属锚杆：巷道锚杆采用20mm,L=2.1m级无纵筋螺纹钢式杆金属杆体及配套的螺母，直径18mm，尾部采用滚丝加工，螺纹长度为100mmd)托盘：采用Q235钢加工厚度8mm，外形尺寸150*150m.e)金属网：金属网规格为6.5mm、网格120120mm、网片长宽=2000mm1000 mm。f)锚固剂：选用msck2335型的超快速或快速树脂锚固剂。2、锚索长度锚索长度根据顶板层确定，应使锚索锚固到稳定的岩层层位中（煤层老顶）。当稳定岩

11、层距巷道顶板距离变大时，锚索应适当的增长，并满足以下要求：a)锚固段：按现场拉拔试验确定，根据最近巷道使用情况，树脂锚固剂长度不小于1.0m；采用3根msck2335型树脂药卷，满足支护需求。b)自由段长度取决于顶板煤厚与直接顶板厚度，而且按岩层最大的破裂面的深度来选取，要求超过破裂面最小1.0m。c)张拉端：张拉端长度要保证张拉工艺要求的长度，一般150250mm。由于30105巷道均沿3号煤层底板掘进的全煤巷道，该工作面煤层平均厚度10.5m，直接顶平均厚度4.6m，根据煤、岩层特性，该工作面采用7.8m长锚索。3、锚杆长度a)采用类比法，根据30105两道支护情况，顶板均采用20*210

12、0的螺纹金属锚杆，间排距1000mm*1000mm。b)采用计算法校核支护参数顶部锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3 式中 L-锚杆总长，M； L1-锚杆外露长（托板厚度+螺母厚度+0.010.04,顶锚杆取0.1），m； L2-有效长度（顶锚杆取免压拱高b），m； L3-锚入煤层内深度（顶锚杆取0.8m），m；普氏免压拱高： b=B/2+Htan（45-W帮/2）/f顶式中 B、H-巷道掘进跨度和高度，B=5200，H=3800； F顶-顶板岩石普氏系数，F顶取6； W帮-两帮围岩的内摩擦角，W帮取63.43（补充勘查地质报告）。 b=36

13、00+3800tan（45-63.43/2）/6=749mm依据上述公式计算得出顶锚杆 L顶min=0.1+0.95+0.8=1.85m；实际顶锚杆2.00m，均能够满足支护要求。第四章 设备选型及布置一、掘进期间30105运输顺槽、回风顺槽、切眼及其它巷道掘进期间主要使用以下设备：序号设备名称规 格 型 号1综掘机EBZ-260A2皮带输送机DSJ80/30/903刮板输送机SWG-40T4通风机FBDNO.6.0 /215-的对旋式5潜水泵BQW15-125-116风钻MQ-30B7锚杆机MQT-100A8绞车JD-259喷浆机ZP-VII10风镐GT10P2、回采期间根据矿井设计生产能力

14、及工作面生产，30105工作面所选用的设备明细如下：1、设备参数表顺序设备材料名称产品目录中的型号及规格功率单位数量备 注1双滚筒采煤机MG650/1630-WD;采高2.24.3m; 总装机功率:1630kw;f41480kw台1供电电压3300V2前部可弯曲刮板输送机SGZ900/2525功率:1050kw;输送量:2000t/h；1050kw台1后部可弯曲刮板输送机SGZ1000/2700功率:1400kw;输送量:2500t/h；1400kw台13液压支架ZF15000/26.5/40架784过渡支架ZFG13000/26/40架65端头支架与液压支架相配套架16单体液压支柱LDW40

15、,支护高度26004000mm根3757转载机SZZ1200/525;功率:525KW;输送量:2500t/h; L50m525kw台18破碎机PLM3500;功率:250KW;破碎能力:3500t/h250kw台19可伸缩带式输送机DSJ1200/2250;功率:2250kw;运量：1500t/h; L1650m500kw台110乳化液泵站BRW400/37.5;功率: 315kw315kw组1三泵两箱11喷雾泵站BPW400/16;功率: 160kw160kw套1二泵一箱2、运输设备能力验算1、煤机割煤量：前部溜子运输能力验算：煤机牵引速度按3m/min计，采高3.8m,截深0.8m。则：

16、Q = 3603.80.81.3711t/h，前部溜子运输能力是2000t/h，可见前部刮板输送机能满足生产的要求。按放煤速度与割煤速度相同，进行计算，顶煤产量：3*60*6.7*65%*0.8*1.3=815t/h后部溜子运输验算：2500t/h,也可满足生产需要。2、工作面生产能力：该工作面选用的SZZ1200/525型转载机、PLM3500型破碎机及DSJ1200胶带运输机，运输、破碎能力均大于1200t/h，可见综采面的所有设备均能满足采煤机割煤、出煤、破煤的要求；前后部溜子同时开启的情况下，皮带满足不了，但是工作面按生产能力12万t/月计算，前后部溜子，不用同时开启，即可以满足工作面

17、生产能力的需要。3、原煤运输系统能力：集中皮带的输送机运输能力为1300t/h，30105综放面出煤量1200t/h，加上二个掘进头的出煤量50T/h,也可以满足输送机运输能力。主斜井皮带运输能力为1300t/h，能够满足生产需要。第五章 施工工艺说明掘进期间巷道施工期间采用综掘施工工艺，工艺流程： 安全检查标定中腰线试车进刀割煤出煤安全检查铺网、临时支护打锚索打顶锚杆上钢带、铺联网打帮锚张紧锚索文明生产回采期间（一）辅助放顶煤的方法1、工作面支架间打眼顶煤顶板水力致裂30105工作面为加快顶煤跨落，需进行预裂弱化顶板，工作面液压支架安装完毕后，利用锚索钻机在支架间进行打眼，封孔后注入高压水进

18、行多孔线性控制水力致裂。如果工作面推过之后，顶煤顶板冒落情况不佳，则可根据现场情况通过架间向采空区斜向上打眼，并使用特殊钻头在孔底开楔形槽，利用预制裂缝钻孔进行楔形环槽定向水力预裂。另外工作面每推进5m，在靠近煤壁处垂直顶板向上打一排钻孔进行多孔线性控制水力预裂。孔底开楔形槽定向水力预裂的技术关键在于深孔内的楔形环槽，当高压水注入楔形环槽后，水压作用于槽内岩面，在环槽的尖端处产生急剧的应力集中，当楔形尖端集中应力大于岩石致裂强度时，岩体将首先在槽尖端致裂，并在水压的继续作用下沿此裂缝扩展延伸达到一定的范围，在一个钻孔能开多个槽，能实现多个定向水压裂缝同时扩展。根据计算得理论垮落带高度为12.7

19、m，即切眼顶煤向上12.7m范围内需要进行水力致裂弱化，煤岩层中顶煤厚度6.7m，泥岩直接顶4.6m。为保证12.7m范围内的煤岩层被充分致裂，钻孔应布置顶中。（1）钻孔布置初次弱化钻孔布置在开切眼处布置两排钻孔，由于在支架安装完成后打孔，根据现场情况，以钻机方便安装、方便打孔为原则，尽量靠近开切眼位置施工钻孔，施工完毕后的钻孔直径35mm左右。钻孔间距确定：工作面所采的3号煤层煤质硬，完整性好，开切眼处首先安装液压支架，支架宽度1.75m，利用锚杆机在架间向顶煤打孔，所以钻孔间距必须为1.75m的整数倍。为了保证顶煤的冒落，综上确定钻孔间距1.75m。同时回风巷和运输巷内钻孔间距初步确定为0

20、.5m。钻孔深度确定：碎胀系数保守取1.3计算得到所需控制岩层厚度为12.7m，锚索钻机最大钻孔长度12m，综上钻孔深度定为12m。钻孔布置至直接顶内，通过水力致裂在切落弱化顶煤的同时也弱化了直接顶，保证垮落的煤岩体充满采空区。钻孔倾角为90，垂直于顶煤向上施工钻孔。回采期间钻孔布置在工作面内进行顶煤弱化需从工作面煤壁上方斜向上施工钻孔，对工作面前方的煤体进行水力预裂弱化。钻孔直径：利用32mm的锚索钻机施工钻孔，施工完毕的钻孔直径35mm左右。钻孔间距初步确定为1.75m，初步试验后根据实验效果适当调整钻孔间距。钻孔倾角和钻孔深度的确定：由于锚索钻机最大打孔深度12m，顶煤厚度6.7m，为方

21、便施工，所以初步确定钻孔深度10m，钻孔倾角45，工作面每割8刀煤（6.4m）打一次钻孔。实际施工过程中，如果打孔困难，则可以减小钻孔深度，并相应的调整倾角和钻孔排距即可。钻孔采用直径为42mm的钻机施工。钻孔排距初步确定为10m，可以根据现场施工后顶煤冒落的情况进行调整。水力致裂过程中为防止高压水对回风巷和措施巷的破坏，4#钻孔距离巷道留5-10m的保护距离，初步定为5m，可根据施工后的实际效果适当进行调整。所有钻孔不打入机采煤层中，防止工作面回采时出现煤壁片帮的情况。（2）、封孔封孔方式确定：封孔器具有使用方便，操作简单，以及可以重复使用等优点，并且考虑到顶煤较厚钻孔深度大，顶煤较硬致裂所

22、需水压力大，所以初次放顶期间用于切落弱化顶煤的钻孔采用高压膨胀胶管封孔器封孔。钻孔封孔法的孔径要圆，孔壁要平，弯度要小，孔壁直径比封孔器直径大510mm为宜。封孔器封孔法操作方便，且封孔器可以重复利用，材料消耗少，封孔成本较低。按注水压力选择与其相适应的封孔器型号，按钻孔大小选择合理的封孔器直径。封孔长度确定：封孔深度取决于注水压力、煤层的裂隙发育程度、煤的渗水性及钻孔方向等。一般对于注水压力高、煤层裂隙发育及煤层深水性强的上方打孔，其封孔深度要大；而煤层裂隙发育少时，则可适当减少封孔深度。本次水力致裂用于弱化顶煤为确保初次放顶成功，钻孔深度12m，所以确定封孔深度不小于2m，封孔时应尽量先封

23、深孔，在注水过程中监测到水压力有明显下降后可将封孔器向外拔出一段再继续水力致裂，使裂缝充分扩展。封孔段有效长度应不小于1m。（3）、水力致裂设备钻机采用矿上现有的锚索机，钻头采用32mm的钻头。注水泵采用矿用的乳化液泵。封孔采用相应直径的橡胶封孔器封孔。2、综放开采坚硬顶板需控岩层确定。根据已揭露的岩层分布情况看，在局部煤层上部平均16m处有一层厚度达21m的砂岩岩层。在工作面回采过程中，极有可能出现老顶的垮落不及时，造成老顶大面积悬空，在大面积老顶突然垮落时导致冲击矿压的产生。为了防止这类事故的产生，通过水力致裂对坚硬难冒落老顶进行弱化，人工放顶保证生产的安全进行。根据分析，将采取下面两种方

24、案。方案一：保证30m范围内岩层被充分压裂，钻孔应布置在老顶中。此方案作为保守方案。方案二：保证冒落的煤矸等填充采空区的高度大于煤层高度，坚硬顶板的破断运动就不会对工作面支架围岩关系造成大的影响。基于此原理，需控制顶板岩层厚度为5.7m。（1）钻孔布置方案一中，1#钻孔长度为48m，倾角为41；2#钻孔36m，倾角60；3#钻孔长度31m，倾角90；4#钻孔长度40m，倾角51。所指的钻孔倾角均为垂直于工作面推进方向平面内的倾角，沿工作面推进方向的竖直平面内倾角全部为90。方案二中，1#钻孔长度为36m，倾角为9，2#钻孔长度18m，倾角19，3#钻孔长度6m，倾角90，4#钻孔长度26m，倾

25、角13。钻孔排距长度初步确定为10m，可以根据现场施工后顶板的破碎冒落情况进行调整。（2）水力致裂设备打孔深度需31-48m，钻机尽量采用矿上现有的钻机，钻头采用42mm的钻头。注水泵采用矿用的乳化液泵，压力不小于30Mpa，注水流量不小于33.3L/min，水力致裂时间不宜超过30min。封孔采用相应直径的橡胶封孔器封孔。3、打钻施工安全技术措施（1）、打眼必须经过培训，并持证上岗，打眼必须由打眼工担任。（2）、严格执行敲帮问顶制度，对活矸及时捣掉。（3）、打钻前先检查施工地点前后5m范围内的巷道，有隐患的及时排除，并对该区域进行扶钢梁棚加固，并确保有通畅的退路。（4）、钻机车辆安装平稳并进

26、行固定，固定方式为单体打压戗柱的方式，压柱不少于4棵，戗柱不少于2棵，压柱初撑力不小于50Mpa，戗柱初撑力不小于30Mpa，所有单体必须拴好防倒绳。固定钻机前，应对巷道底板平整并清理至硬底，防止钻孔歪斜，在移动钻机前，应注意观察顶板，防止顶板破坏造成伤害。（5）、钻进时操作人员不准离开钻机，并做到“三看”、“二听”、“一及时”。即看操作（档位）把手震动、给进压力和进尺深度，看泵压表及回水情况，看高压管及水接头情况，听机器运转声，听孔内震动声，发现异常及时处理。（6）、准确丈量下入孔内钻具及机上余尺，正确计算钻孔长度，并及时校正钻孔方位、倾角。需要站在钻机上丈量余尺时，应停止钻进，以免钻杆回转

27、伤人。（7）、严格执行钻具检查制度，对钻杆接头、丝扣磨损、弯曲度等情况进行检查，对质量不好的钻杆严禁使用。（8）、钻进过程中如发生机械故障或突然停电，应立即拉开动力开关，用人力将钻具提到安全孔段，以免埋钻。（9）、定好钻孔方位，钻机要垂直煤壁，钻孔倾角与煤层倾角一致，与顶底板保持平行，防止打顶或打底。（10）、钻孔达到预定深度后，提钻前必须清水冲孔，排尽煤粉。（11）、认真做好原始记录，主要内容：钻孔编号、钻孔间距、钻孔长度、注水流量、注水压力、每孔注水量，升井后及时整理记入台账。（12）、接好供电线路，在打钻地点安设专用电话，保证施工地点的通讯、通风良好，机电接火必须向机电运营部提出书面申请

28、。（13）、加强施工地点的支护工作，钻场及前后10m范围内的巷道支护必须牢固可靠，防止片帮冒顶，确保足够的空间。（14）、需清挖好沿途排水沟，保证打钻使用水量能及时排出。（15）、妥善安排好打钻注水系统，如设备、管线的布置、供电、供水等，便于操作，便于移动，确保足够的空间。（16）、打钻前对钻机、钻机跑道、泵，对需要润滑的部位，要上足润滑油，机器运转时，要随时加油，防止损坏机器。（17）、操作时要先开泵后开钻，先停钻后再停泵，要始终注意设备运转情况，当发现运转异常要及时停钻处理，当发现孔口吐浆异常，要判明是否打顶（底）或遇地质变化采取措施防止卡钻。（18）、钻进过程中因故停钻、出现卡钻时、有顶

29、板来压倾向时，立即停止钻进，抽出钻杆将钻头退离孔口1520cm，防止卡钻。 （19）、进钻时要检查钻杆是否有堵塞、弯曲、丝扣磨损严重等现象，不得使用不合格钻杆，用管钳卸、安钻杆时，两人要协调一致。（20）、钻孔打顶打底，遇到地质变化或塌孔不能进行时要停钻抽杆，报废钻孔，并将报废钻孔封死不得注水。（21）、钻头钻杆丝扣要牢固，如钻头调入钻孔中要设法打捞，如确实打捞不出，要将钻头位置丢失位置标在图纸上，并通知有关单位。（22）、钻孔参加施工人员必须有钻探上岗资格，每班有一名负责人负责协调组织施工，施工人员必须穿戴整齐，扎紧袖口裤腿，以防钻杆缠住伤人。施工过程中，每班不小于3人。（23）、打钻注水时

30、必须有瓦检员检查施工地点瓦斯浓度，瓦斯超限严禁作业。（24）、使用钻机必须按钻机的操作说明操作，连接好各种管路进行操作，注意好压力表的读数变化，发现异常及时处理。（25）、钻机搬运时，必须油管盘绕整齐，防止赃物进入，保护好压力表、操作手把、滤油器等零件。（26）、打钻及移钻时，有关人员应做好自我保护，同时应派各队长带队。（27）、封孔深度要尽量深，封孔要严密可靠，管线连接部分要连接部分要连接牢固，以防注水过程中断开，高压水喷出伤人。4、水力致裂注意事项（1）、水力致裂之前，水力致裂区域下的巷道要加强支护，以免出现煤岩体冒落。（2）、水力致裂时，水力致裂区域下的巷道要派专人观察看护，一旦出现漏水现象，立即停止注水。（3）、致裂期间，严密