42104综放工作面设计说明书.docx

1、42104综放工作面设计说明书陕西旬邑青岗坪矿业有限公司青岗坪煤矿42104综采放顶煤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青岗坪煤矿编 制二一三年六月二十日目录第一章编制依据及工作面地质概况第一节 编制依据42104综采放顶煤工作面设计依据煤矿安全规程、采矿设计手册、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）、42104综放工作面掘进地质说明书及42104工作面范围内及附近的PK6、PK10、PK17地质钻孔资料编制书。第二节 地质概况一、工作面位置42104综放工作面位于一采区东翼，东为工业广场保护煤柱，西为采区集中巷及保护煤柱，南为

2、42102采空区（区段煤柱宽20m），北为未开采区，地面为中低山森林区，无任何建筑物及设施。二、工作面地质及水文地质 1、工作面总体形态为单斜构造， 4-2号煤层为黑色，粉色为灰褐色及深棕色。弱沥青光泽，断口阶梯状、参差状；呈条带状、线理状结构；层状构造。内外生裂隙较为发育，并为方解石及黄铁矿薄膜充填。煤层裂隙发育易折帮，煤层夹矸以泥岩为主，局部高角度裂隙发育。2、与42104综放工作面临近的42102工作面目前老塘涌水量为80-120m，采空区顶板冒裂带导通洛河砂岩含水层。42104工作面回采期间预计涌水量为50-80 m。3、根据3条采区集中巷掘进揭露的地质资料，42104工作面回风顺槽掘

3、进初期可能揭露断层，预计断层落差8-10m，运输顺槽掘进遇见断层的可能性较小。三、工作面煤层赋存情况42104综放工作面开采煤层为4-2煤层，煤层结构简单，煤层赋存稳定、平缓，含2-3层夹矸，夹矸厚度0.1-1.5m。工作面内煤层厚度为9.015.0m，平均12m，平均倾角4 四、工作面瓦斯地质根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年10月提交的陕西旬邑青岗坪煤矿4-2煤层瓦斯基本参数测定及煤层瓦斯可抽性评价研究报告，井下共布置两个瓦斯实测钻孔，实测瓦斯涌出量分别为5.02 m3/t和4.27m3/t，揭露煤层后的实测瓦斯含量较地质报告中瓦斯含量有所增加，同时该报告用井下实测煤层瓦斯含量对地勘钻

4、孔瓦斯进行修正，修正后的瓦斯含量在1.387.82m3/t之间。本井田属瓦斯矿井。五、其他开采技术条件1、煤尘根据4-2煤层爆炸性试验测试结果，煤尘有爆炸性危险。2、煤的自燃本井田4-2煤层自燃倾向试验测试结果：T13在1652之间，属不易自燃容易自燃煤层，变化较大。据邻近矿井资料，4-2号煤层堆放有自燃现象发生，发火期36个月。3、地温本区未发现地温异常，无热害。4、煤层顶底板（1）煤层老顶岩性为粉砂岩，深灰、黑灰色，泥质胶结，具平行层理，含植物化石及碎片，夹砂岩条带，平均厚度9.5m。（2）煤层直接顶煤层直接顶板为泥岩、粉、中粒砂岩互层，浅灰-深灰色，具波状层理，局部夹有紫红色砂质泥岩层，

5、平均厚度10.4m。（4）煤层底板煤层直接底岩性为炭质泥岩，黑色，块状，易碎，局部具有滑面，含碳质，平均厚度2.5m。煤层老底岩性为泥岩，灰色、紫杂色块状，易碎，含鲕粒，平均厚度9.5m。六、工作面接续情况42104综放工作面是目前正在回采的42101综放工作面的接续面。42104工作面巷道掘进时间为2013年7月至2014年1月，工作面安装时间为2014年2月至2013年4月，4工作面回采时间为2014年4月至2015年9月，月产量13.3万t。附：42104综放工作面综合柱状图42104工作面综合柱状图第二章采煤工艺、设备选型及巷道布置第一节 采煤工艺一、采煤工艺流程采用后退式走向长壁综合

6、机械化放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。为保证综放工作面采煤的合理性，工作时应严格按照循环进尺800mm进行。二、进刀方式采用双滚筒采煤机双向割煤，在工作面两端斜切进刀割三角煤进刀方式，机组正常牵引时，前滚筒割顶煤后滚筒割底煤，截深800mm，采高3.0m,最大割煤高度3.2m，最小割煤高度2.8m,利用滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。生产工艺流程为：采煤机由机头斜切进刀移机头由机头向机尾割煤移架推移工作面前输送机移后刮板输送机机尾斜切进刀由机尾向机头割煤移架推移工作面前输送机放顶煤移后刮板输送机。 1、装煤：利用采煤机滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。2、运煤：煤由工作面前部

7、刮板输送机（SGZ-764/800）和后部刮板输送机（SGZ-800/800）SZZ830/315转载机DSJ100/80/2*160型胶带输送机集中皮带机巷井底煤仓主斜井胶带输送机地面原煤仓。3、移架：工作面实行追机移架作业, 距采煤机后滚筒3-6m追机移架，同时伸出护帮板护住煤墙，移架方式为单架依次顺序移架（沿采煤机牵引方向依次前移），移架步距0.8米，将支架移成一条直线。4、推移前部刮板输送机：推移前部刮板输送机要滞后拉支架点15m后推移，刮板输送机的弯曲度不大于3，弯曲段长度不小于15米，推移时只能由一头向另一头推移，严禁由两头向中间推移。5、放顶煤：（1）放煤步距工作面采煤机截深为0

8、.8m，确定放煤步距为0.8m，即一采一放。（2）放煤方式井田煤层煤质中硬，为提高顶煤采出率，降低含矸率，根据42102、42101综放面放煤工艺及放煤效果，设计确定采用单轮间隔放煤的作业形式。（3）工作面机采高度3m，放煤高度9.0m，采放比为13，符合煤矿安全规程规定：采放比不大于1:3的规定。 （4）初次放顶煤：初采期间顶煤破碎状况不好，直接顶未垮落，顶煤不易冒落，可采取以下措施：放慢割煤和移架速度，延长空顶时间，连续升降支架，使顶煤和直接顶离层破碎、跨落，但应注意降架幅度不宜过大。为提高回收率，工作面切眼支护锚杆、索及时采取退锚措施。6、拉后部刮板输送机：拉后部刮板输送机时，连续渐进操

9、作2-3个千斤顶，使后部溜槽弯曲长度不小于15m，拉后部刮板输送机距放煤点应控制在15m以上，并保证拉移步距0.8米。7、支护：工作面采用ZF-6800/18/35型94架轻型低位放顶煤液压支架支护、6架ZFG7200/20/35 过渡支架及一组ZFD10000/18/35型端头架进行支护，工作面两顺槽自工作面煤壁起向外40m，往里至切顶线架设超前支护棚。超前支护架棚采用DW2.8-30/100型或DZ25-30/110X型单体液压支柱、HDJA-1200型金属铰接顶梁和HDJS-1200型双楔顶梁。8、采空区处理采用全部垮落法管理顶板。第二节 设备选型一、工作面设备根据矿井设计生产能力及工作

10、面煤层赋存情况，42104工作面所选用的设备明细如下：42104综放工作面设备配备一览表序号名 称 设备型号电机功率/kw电压/V设备台数1前部刮板输送机SGZ764/400（200）400（200）1140 12后部刮板输送机SGZ800/800（400）800（400）1140 13乳化液泵LRW400/31.52501140 14采煤机MG300/730-WD27301140 15破碎机PLM-2000160114016转载机SZZ-830/315315（160）114017胶带输送机DSJ100/80/2*160160*211401二、运输设备能力验算 1、前部刮板输送运输能力验算：采

11、煤机型号：MG300/730-WD2，牵引速度按2m/min计，采高3.0m,截深0.8m。则：Q = 2*60*3.0*0.8*1.43*0.95391.2t/h。前部刮板输送机型号：SGZ764/400，运输能力800t/h，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：2*60*9*0.8*80%*1.43=988.4t/h2、后部刮板输送机型号：SGZ800/800，运输能力1500t/h,满足生产需要。3、工作面生产能力：该工作面选用的SZZ-830/315型转载机、PLM-2000型破碎机，转载、破碎能力均大于1500t/h。可见综采面的所有设备均能满

12、足采煤机割煤、出煤、破煤要求。 第三节 巷道布置一、工作面巷道布置方式1、42104综放工作面采用走向长壁布置，单“U”型通风系统。2、工作面设计运输顺槽与回风顺槽各一条，42104运输顺槽与一采区带式输送机巷贯通，42104运输顺槽联络巷与42102中部车场联通。42104回风顺槽外部车场与一采区辅助运输巷贯通，42104回风顺槽外段与一采区回风巷联通。42104回风顺槽掘进出煤联络巷与一采区带式输送机巷贯通，用于42104回风顺槽掘进期间运煤。42104工作面反风路线为：42104回风顺槽42104工作面42104运输顺槽一采区带式输送机巷。3、为有效控制巷道底鼓，均留底煤掘进，留底煤0.

13、5m。附图：42104综采放顶煤工作面平面、剖面、断面图（1：1000）二、区段隔离保护煤柱42104运输顺槽与42102回风顺槽之间煤柱宽20m。 三、巷道断面设计 1、根据煤矿安全规程第二十一条：采区内的上山、下山和平巷的净高不得低于2m；第二十二条：生产矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道渣面起1.6m的高度内，必须留有宽1m以上的人行道，巷道另一侧的宽度不得小于0.5m；巷道内安设输送机时，输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分，与巷帮支护的距离不得小于0.3m的规定进行巷道断面设计。2、42104回风顺槽主要用于工作面回风及辅助运输。安全间隙

14、不低于1m、运输设备最大宽度1.5m及巷道变形量0.5m，因此宽度为1+1.5+1+0.5=4.0m；支架车高度2.4m、安全间隙0.4m、预留巷道变形量0.2m，因此高度为2.5+0.4+0.2=3.0m，巷道有效断面为4.0*3.0=12.0m2,通过第七章计算42104工作面供风1200 m3/min，巷道断面满足通风需要，断面图如下图所示：3、42104运输顺槽主要用于工作面进风及运输，皮带机架宽1.4m、安全间隙不低于0.5m、平板车宽度1.5m、行人宽度1m，因此宽度为1.4+0.5+0.6+1.5+1.0=5.0m；巷道变形量0.1m及行人高度2.2m，因此高度为2.2+0.7+

15、0.1=3.0m，巷道有效断面为5.0*3.0=15.0m2，通过计算巷道断面也满足通风需要。断面图如下图所示：4、42104切眼主要用于安装支架，支架对角线长度7.2米，安全间隙0.4米，因此宽度为0.4+7.2+0.4=8.0m；支架车高度2.4m、安全间隙0.4m及巷道变形量0.2m，因此高度为2.4+0.4+0.2=3.0m，切眼有效断面为8.0*3.0=24.0m2，如下图所示。四、煤柱 工作面区段煤柱为20m。五、支护本工作面地质构造简单，为确保安全生产,在该工作面两顺槽、切眼全部采用锚网梁索进行支护。支护的具体原则：以悬吊理论进行验算，参照42102、42101综放工作面巷道支护

16、技术参数，确定巷道支护形式.支护参数设计及强度验算（一）按悬吊理论计算锚杆参数LL1+L2+L3 式中：L-锚杆总长，m； L1-锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.010.04m,顶帮锚杆均取0.1m），m； L2-有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m； L3-锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m），m；普氏免压拱高： b=B/2+Htan（45-W帮/2）/F顶 c=Htan（45-W帮/2）式中：B、H-巷道掘进跨度和高度，m； F顶-顶板岩石普氏系数，F顶取3； W帮-两帮围岩的内摩擦角，W帮取63.43（勘查地质报告）。以断面较大的421

17、04回风顺槽外部车场来计算，B取5.0，H取4.5 b=2.5+4.5tan（45-63.43/2）/3=1.19m c=4.5tan（45-63.43/2）=1.06m。依据上述公式计算得出：顶锚杆的L顶=0.1+1.19+0.8=2.09m；帮锚杆的L帮=0.1+1.06+0.6=1.76m。实际顶、帮锚杆长度2.25m，满足支护要求。（二）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距 = Q / KH 式中： 锚杆间、排距， m； Q 锚杆锚固力或杆体拉断力中的较小值， 5t； 软弱岩层平均容重，t/m3； 取2.25； K-安全系数， 一般取2。 H-软弱岩层的厚度， 取0.78m。 =1.4

18、各断面实际的锚杆间、排距最大为0.85m，0.85m1.4m，满足支护要求。 （三）悬吊理论校核锚索间排距 根据地质资料，直接顶为坚硬的岩层，为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落，用17.8mm、L=8000mm的钢绞线，将锚杆加固的组合梁整体悬吊于坚硬的岩层中，校核锚索间排距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆的整体冒落考虑。此时靠巷道两帮的肩窝锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力平衡。 以锚索间排距最大的42104运输顺槽为例（锚索间排距为1300mm*2400mm），校验锚索间排距:L=Nf2/BHR(2F1sin)/L1式中： L-锚索排距，m

19、； B-巷道最大冒落宽度，5.1m； H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.1 m； R-岩体容重，27KN/m3； L1-锚索实际间排距，取大值2.4m； F1-锚索锚固力，100KN； F2-锚索极限承载力，取320KN；-肩窝锚杆与巷道顶板的夹角，75；N-锚索根数，取3；L=3320/5.13.127-2100sin75./2.4=2.77m42104运输锚索间排距小于2.77m,满足支护要求。支护材料规格见下表巷道支护材料规格参数名称规格参数名称规格参数顶部锚杆20*2250mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆顶部锚杆托板10*150*150mm Mn16碟形钢板托板帮部锚杆18*1800

20、mm玻璃钢锚杆帮部锚杆托盘玻璃钢锚杆托盘18*1800mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆10*150*150mm Mn16钢板碟形托板20*2250mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆金属网4000*1000mm菱形孔金属网，网眼60*60mm锚固剂CK-23702000*1000mm焊接金属网，网眼100*100mmZ-2380锚索17.8*8000mm钢绞线锚索托盘20*300mm型钢托盘钢带12mm圆钢焊制的钢筋梯塑料网双抗型塑料网六、支护参数1、42104回风顺槽：巷道为矩形断面，顶板每排布置6根20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距740mm*800mm；帮部布置8根（每帮4根）18*

21、1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮锚杆间排距为850mm*800mm。顶板每排布置3根17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*2400mm，全断面铺设菱形孔金属网，采用钢带压网。2、42104回风顺槽外段及外部车场小断面段：全断面每排布置15根20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆排距800mm*800mm；两帮最下面3根锚杆之间间距为750mm，其余锚杆间距700mm；顶板每排布置3根17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1200mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。3、42104回风顺槽外部车场：全断面每排

22、布置15根20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800mm*800mm。顶板每排布置5根17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网，喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。4、回风顺槽掘进出煤联络巷：每排布置11根20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800mm*800mm；顶板每排布置3根17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*1600mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C25。5、42104运输顺槽：顶板每排布置7根20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排

23、距770mm*800mm；帮部布置8根（每帮4根）18*1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，帮锚杆间排距为850mm*800mm。顶板每排布置3根17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1200mm*2400mm，全断面铺设菱形孔金属网，采用钢带压网。6、42104运输顺槽联络巷：巷道为直墙半圆拱断面，全断面每排布置13根20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距770mm*800mm。顶板每排布置3根17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1000mm*2400mm，全断面铺设焊接金属网，采用钢带压网；喷浆厚度100mm，混凝土强度C20。7、42104工作面切眼(a)首次施工：巷

24、道为矩形断面，顶板每排布置6根20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距740mm*800mm；老塘侧帮部布置4根18*1800mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为850mm*800mm；煤壁侧帮部布置3根18*1800mm玻璃钢锚杆，间排距为1000mm*1200mm；顶板及老塘侧帮部铺设菱形孔金属网，采用钢带压网，顶板钢带与帮部钢带必须使用帮部肩窝锚杆进行压茬搭接，煤壁侧帮部铺设塑料网。(b)刷扩施工：巷道为矩形断面，顶板每排布置5根20*2250mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800mm*800mm；煤壁侧帮部布置3根18*1800mm玻璃钢锚杆，间排距为1000mm*1200

25、mm；顶板每排布置3根17.8*8000mm的锚索，锚索间排距为1100mm*2400mm，顶板铺设菱形孔金属网，采用钢带压网，顶板钢带与帮部钢带必须使用帮部肩窝锚杆进行压茬搭接，煤壁侧帮部铺设塑料网。第三章 设计工程量、工作面储量及服务年限第一节 工程量根据采区保护煤柱线及工业广场保护煤柱、巷道布置情况确定42104开切眼位置及两道长度如下表所示：序号巷道名称断 面形 状规格宽*高（m）掘进断面（m2）净断面（m2）工程量（m）支护形式142104回风顺槽外部车场（采区中部车场）直墙半圆拱4.8*4.118.3217.2199锚梁网索喷242104回风顺槽掘进出煤联络巷直墙半圆拱3.4*3.

26、09.778.9624锚梁网索喷342104回风顺槽矩形4.0*3.013.0212.001280锚梁网索喷442104运输顺槽联络巷直墙半圆拱4.0*3.613.6512.6833锚梁网索喷542104运输顺槽 矩形5.0*3.016.1215.001363锚梁网索喷642104切眼矩形8.0*3.025.4224.00150锚网索、单体、型梁7各类硐室-82锚梁网索合计3031工程量、规格明细表第二节 工作面储量Z = LBHRQ式中： Z 工作面可采储量， 万t；L 工作面可采走向长度， 1196m；B 工作面倾斜长度， 150m；H 平均煤厚， 12.0m；R 煤的容重， 1.43t/

27、m3;Q 1 综合回收率 80;循环进尺 0.8m;代入算得：Z 1196*150*12*1.43*80=246.28万t 循环产量：B*H*R* Q 1 *0.8=1647t 第三节工作面月推进度及日循环产量、个数、服务年限循环进尺0.8m，循环个数3.0,正规循环率90%，月推进64.8米。日生产能力:1647*3.0*90%=4447t月生产能力：4447*30=13.3万t服务年限：246.28/13.3=18.5个月第四章 顶板管理第一节 工作面顶板控制一、控顶方法采用一次采全高放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。二、控顶距离工作面最大控顶距为5390mm，最小控顶距为4590mm；放顶

28、步距800mm。三、正常时顶板支护方式1、移架顺序 （1）煤机向下（上）端正常割煤时，滞后煤机后滚筒35架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（2）煤机割煤并移架后，及时将支架的伸缩梁伸出护顶。（3）煤机进刀，向上（下）正常割煤时，自下（上）而上（下）滞后煤机后滚筒35架移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。（4）在煤机割煤时，超前煤机前滚筒3架将护帮板收回，并滞后煤机前滚筒3架，将护帮板伸出紧贴煤壁。2、支护要求（1）工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。（2）加强支架的支护强度，确保支护质量，支架的初撑力达到24MPa。第二节 工作面支护及超前支护一、

29、支架选型矿井4-2煤层基本顶以砂岩为主，饱和单轴抗压强度平均10.3MPa，为软弱的易冒落顶板。煤层直接顶板以泥岩为主，部分为粉砂岩。细粒砂岩饱和单轴抗压强度16.00MPa，属软弱的不稳定顶板。4-2号煤层底板，以泥岩为主，遇水易膨胀。饱和单轴抗压强度20.8MPa，为软弱岩石。综上所述，根据本矿井4-2煤层顶、底板条件设计选用ZF6800/18/35型放顶煤支架，主要技术参数如下：支架高度：1.83.5m；支架中心距：1.5m；工作阻力：6800kN；初撑力：6181kN；支护强度：0.961.02MPa；对底板比压：2.43-2.59MPa；支架重量：23t。1、根据42104综放工作面综合柱状图,初步选用支撑掩护式液压支架。支架的支护强度1000kpa，取支架支护强度为1000Kpa。2、支架工作阻力的确定：支架工作阻力： Q=Z b（l+c） （KN）式中： Z选定支护强度，取1000kpa； b支架中心距，取1.5m； c顶梁前端至煤壁距离，取0.2m； l顶梁长度，取4.25m。Q=Zb（l+c）=10001.5(4.25+0.2)=6675KN3、支架初撑力的确定由于42104工作面顶板煤层直接顶板以泥岩为主，部分为粉砂岩为主，故确定支架的初撑力不小