灵石县沙峪煤矿有限公2203工作面初步设计说明书.docx

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灵石县沙峪煤矿有限公2203工作面初步设计说明书

沙

灵石县沙峪煤矿有限公司

2203工作面

初

步

设

计

说

明

书

编制：

审核：

总工：

2010年元月25日

1概况

1.1工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系见表1。

表1工作面位置及井上下关系

煤层名称

2#煤

盘区名称

二盘区

采区名称

二采区

工作面名称

2203工作面

地面标高（m）

＋920～＋950

＋540

工作面标高（m）

+557～+570

+568

地面位置

2203工作面地面位置为前南原村南部，工作面西部和东部为黄土覆盖层，无任何建筑物。

井下位置及四邻采掘情况

220工作面背部为前北原村保护煤柱，西部和东部均为实体煤，南部为2#煤皮带巷与轨道巷的保护煤柱。

回采对地面设施影响

回采不会对地面覆盖层造成破坏。

走向长（m）

588/458

倾斜长（m）

120/80

面积（m2）

107200

1.2煤层

本工作面开采的煤层为2#煤层，通过地质资料分析煤层赋存稳定，具体情况见表2.

表2煤层情况表

煤层厚度/m

0.6~1.2

煤层结构

简单

煤层倾角（°）

4~6

1.1

开采煤层

2#

煤种

主焦煤

稳定程度

稳定

煤层情

况描述

煤层厚度0.39～1.28m，平均1.1m，煤层厚度变化不大，煤层结构简单，顶板局部区域无伪顶，直接顶为砂岩或砂岩层互层，老顶为砂岩，不易冒落，底板为泥岩或页岩，顶板坚硬，底板遇水或受潮易底鼓。

1.3煤层围岩

工作面煤层围岩详细情况见表3。

表3围岩及特征表

围岩名称

岩层名称

厚度（m）

岩石描述

老顶

细粒砂岩

6.43

深灰色厚层状，性硬脆颗粒均匀，节理充填白色薄膜，底为砂质泥岩和泥岩互层

直接顶

砂质泥岩

9.66

黑色细密含云母片及植物化石，底为炭质泥岩，污手有滑感，少夹煤缐

直接底

炭质泥岩

10.69

黑色薄层状，局部夹煤缐和细砂岩，含方解石脉,具有劈理片理结构

老底

石灰岩

1.90

深灰色厚层状硬脆有方解石脉破碎

附图1：

工作面地层综合柱状图。

1.4地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

本工作面地质结构相对简单，根据相邻工作面的地质情况推断，本工作面没有大的地质构造，但小的断层可能会不少，但不会影响正常的回采。

二、褶曲情况以及对回采的影响

无

三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

无

1.5水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

二叠系砂岩含水层较多，对煤层开采有影响的主要是K8砂岩至2#煤顶板砂岩是开采2#煤直接冲水含水层，2#煤底板砂岩至K10砂岩该含水层裂隙发育，出露雨接受大气降水的补给，含水较丰富。

二、其它水源的分析

由于2203工作面井下标高由-565m～-571m，因此下面由于标高低于奥灰水水位，因此存在带压开采，必须加强防治水工作，完善防排水系统，准备好排水设备。

三、涌水量：

1、正常涌水量：

5m3/h；

2、最大涌水量：

10m3/h；

1.6影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况见表5。

瓦斯

根据09年瓦斯鉴定资料，我矿瓦斯相对涌出量1.97m3/t,绝对涌出量为0.88m3/min，属低瓦斯矿井。

CO2

煤尘爆炸指数

煤尘有爆炸性

煤的自燃倾向性

自燃等级II级、有自燃发火倾向性、自燃发火期6个月。

地温

未见异常

冲击地压危害

无

1.7储量及服务年限

1.7.1储量

工作面工业储量：

480×120×1.1×1.35+580×80×1.1×1.35=154440t

工作面可采储量：

工业储量×0.97=156360.85t

1.7.2生产能力及可采期

1、工作面：

面长206m（含中间巷宽3.0m），每日按7个循环组织生产，生产班每班3个循环，检修班1个循环，每个循环进尺0.6m，日进尺4.2m，月工作日29天，正规循环率90%，则：

（1）循环产量：

203×1.1×0.6×1.35×97%=175.45（t）

（2）日产量：

175.45×7×90%=1105.31（t）

（3）月产量：

1105.31×30=33159.44（t）

（4）月进尺：

0.6×7×30×90%=113.4m

（5）可采期：

558÷113.4=5.0（个月）

在实际工作中，根据实际情况可增加日进尺，提高工作面单产。

三、作业制度

作业制度为“三八”制，检修班半班生产半班检修，每班工作8小时。

2采煤方法

2.1巷道布置

一、工作面巷道布置概况

2203工作面为走向长壁式布置，上、中、下顺槽均为南北向，轨道巷由联络分别与2#煤皮带巷、2203中间巷、总回风巷沟通；中间与2#煤轨道巷直接沟通，该巷道放置乳化液泵站和移动边站；运输巷通过联络巷分别与2#煤皮带巷、2#煤轨道巷、总回风巷沟通，该巷道布置皮带运输机和转载机。

二、工作面轨道巷

1、支护形式：

巷道沿煤层顶板掘进。

巷道采用锚网支护。

顶板布置4根￠16mm×1800mm的金属锚杆，两帮各布置2根￠16mm×1800mm的金属锚杆，金属网的规格为：

2000mm×1500mm，锚杆的间排距为800mm×800mm。

2、巷道巷净断面：

巷道采用矩形断面，净宽3.0m，净高2.0m，断面积5.0m2。

3、管路敷设：

靠左帮敷设压风管、降尘管、排水管。

4、巷道用途：

用料、回风、行人等。

三、工作面运输巷

1、支护形式：

巷道沿煤层顶板掘进。

巷道采用锚网支护。

顶板布置4根￠16mm×1800mm的金属锚杆，两帮各布置2根￠16mm×1800mm的金属锚杆，金属网的规格为：

2000mm×1500mm，锚杆的间排距为800mm×800mm。

2、巷道净断面：

巷道采用矩形断面，净宽3.0m，净高2.0m，断面积6.0m2。

3、管路敷设：

靠左帮敷设压风管、降尘管。

4、巷道用途：

用于工作面的进风、行人，并在靠巷道右帮摆放转载机、皮带运输机。

四、工作面中间巷

1、支护形式：

巷道沿煤层顶板掘进。

巷道采用锚网支护。

顶板布置3根￠16mm×1800mm的金属锚杆，两帮各布置2根￠16mm×1800mm的金属锚杆，金属网的规格为：

2000mm×1500mm，锚杆的间排距为800mm×800mm。

2、巷道净断面：

巷道采用矩形断面，净宽3.2m，净高2.0m，断面积6.4m2。

3、管路敷设：

靠左帮敷设压风管、降尘管。

4、巷道用途：

用于工作面的进风、行人。

五、工作面开切眼

1、支护形式：

切眼位于2203工作面最北部，沿煤层顶板掘进，初掘时采用锚网支护。

2、切眼净断面：

切眼采用矩形断面，净宽5.2m，净高1.4m，断面积7.28m2。

3、切眼用途：

用于工作面设备的铺设、工作面的进风、人员的操作空间等。

五、煤仓

1、支护形式：

煤仓位于皮带巷与总回风巷的连接处，其支护形式采用砌碹支护。

2、用途：

用于工作面煤的储存和流过。

六、硐室及其他巷道

在切眼靠近轨道巷端头刷宽煤机窝，其规格为：

5.0m×1.2m锚喷支护。

在切眼端头各打1个绞车峒室，宽3m，深3m，高2m，锚喷支护。

附图3：

工作面及巷道布置平面图。

七、巷道断面形状、几何参数及支护形式

巷道断面参数及支护形式

巷道名称

进、回风

断面形状

净宽

（m）

净高

（m）

净断面

（m2）

支护

形式

轨道巷

回风

矩形

3.0

2.0

6.0

锚网支护

运输巷

进风

矩形

3.0

2.0

6.0

锚网支护

中轨巷

进风

矩形

3.2

2.0

6.4

锚网支护

联络巷

矩形

2.6

2.0

5.2

锚网支护

切眼

矩形

5.2

1.4

7.28

锚网支护

2.2采煤工艺

一、采煤工艺

2203工作面采用走向长壁后退式采煤法，采用全部垮落法处理采空区顶板的综合机械化采煤工艺。

1、割煤：

采煤机在上（下）端头斜切进刀后，向下（上）正常切割，截深0.6m，采高控制在1.1-1.4m，最大割底量不超过0.3m。

2、移架：

正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架。

顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架。

当移架速度跟不上采煤机速度时，采煤机要停机等候，待移架跟上时方可再开机割煤。

3、推移刮板输送机：

推移刮板输送机时，要在输送机正常运转的情况下进行，刮板输送机滞后采煤机后滚筒距离不小于15m、不大于30m，刮板输送机推移弯曲长度不小于15m，严禁出现急弯。

推移后的刮板输送机要达到平、直的要求。

推移输送机时自上（下）而下（上）依次推移，严禁从两端向中间推移。

4、清煤：

推移过刮板输送机后，人工清理支架与刮板输送机之间的浮煤，浮煤装入刮板输送机，矸石通过支架间隙丢入采空区。

5、工作面支护：

最大采高1.5m，最小采高0.9m，平均1.10m，循环进度0.6m。

二、采煤方法

1、采煤机进刀方式：

采煤机的进刀采用端部斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为25m，进刀深度0.6m。

具体操作如下：

⑴、采煤机向下（上）割透端头煤壁后，自上（下）而下（上）推移刮板输送机，刮板输送机弯曲段不小于15m。

⑵、将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过弯曲段，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。

⑶、将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤直至割透端头煤壁。

⑷、割透端头煤壁后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回进入正常割煤状态。

三、采煤机正常割煤

1、采煤机正常割煤：

正常割煤长度为175m，采煤机以2.0~4.0m/s的速度向上（下）割煤，采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。

2、工作面割煤及采煤机的牵引方式：

工作面采用双向割煤，往返一刀；采煤机牵引为电牵引。

附图：

采煤机进刀方式示意图

四、主要工序

1、割煤：

采煤机在上（下）端头斜切进刀后，向下（上）正常切割，截深0.6m，采高控制在0.8-1.4m，最大割底量不超过0.15m。

2、移架：

正常移架要滞后采煤机后滚筒3～5架。

顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架。

当移架速度跟不上采煤机速度时，采煤机要停机等候，待移架跟上时方可再开机割煤。

3、推移刮板输送机：

推移刮板输送机时，要在输送机正常运转的情况下进行，刮板输送机滞后采煤机后滚筒距离不小于15m、不大于30m，刮板输送机推移弯曲长度不小于15m，严禁出现急弯。

推移后的刮板输送机要达到平、直的要求。

推移输送机时自上（下）而下（上）依次推移，严禁从两端向中间推移。

4、清煤：

推移过刮板输送机后，人工清理支架与刮板输送机之间的浮煤，浮煤装入刮板输送机，矸石通过支架间隙丢入采空区。

采煤机进刀方式示意图

四、工作面正规循环生产能力

其中：

W—正规循环生产能力，t；

L—工作面长度（大面长120m,小面长80m），m；

S—工作面循环进尺，0.6m；

r—煤的容重，t/m3；

h—采高，m；

c—工作面采出率，%

大面的正规循环生产能力为175.44t。

2.3设备配置

一、设备配备情况

1、采煤机：

选用双滚筒采煤机，主要技术参数如下：

型号：

MG110/265-BWD

配套滚筒：

φ850mm（截深630mm）；

采高：

1.0～1.5m；

摇臂回转中心距：

4240mm；

滚筒转速：

80.02r/min；

卧底量：

101mm；

过煤间隙：

223mm；

额定牵引力：

265kN；

供电电压：

1140V；

喷雾及冷却供水量：

120L/min；

总装机功率2×18.5+4×55+2×4=265kW；

整机总重量：

16000kg；

牵引形式：

销轨式无链牵引；

牵引速度：

0-6.7m/min；

机面高度：

623mm；

手动控制及离机遥控。

2、液压支架的主要技术特征：

型号：

ZY2600/08/18

型式：

两柱掩护式液压支架

顶梁型式：

整体顶梁

高度：

800~1700mm

宽度：

1470mm（固定侧护板）

中心距：

1500mm

初撑力：

（P=31.5MPa）2182kN

工作阻力：

（P=37.5MPa）2600kN

支护强度：

0.36~0.43MPa

底板比压：

<2MPa

适应煤层倾角：

≤15°

泵站压力：

31.5Mpa

操纵方式：

本架控制

推移行程：

650mm

3、工作面刮板输送机的主要技术特征：

型号：

SGZ630/264

铺设长度：

200m

电机功率：

2×132kw

电压：

1140/660V

刮板链速：

0.8m/s

运输能力：

400t／h

中间槽尺寸：

1500×630×210mm

4、转载机主要技术特征：

型号∶SZB—730／40

电机功率∶40kW

运输能力∶300t／h

电压：

660/1140V

出厂长度∶30m

5、皮带运输机主要技术特征：

型号：

DSJ80／40/2×40型可伸缩胶带输送机

电机功率：

2×40KW

电机电压：

660V

运输能力：

400t／h

带宽：

800mm

带速：

2.6m／s

出厂长度：

900m

6、泵站：

乳化液泵选用MRB-200／31.5型2台,装备2泵1箱；喷雾泵选用XPB—250/5.5喷雾泵2台。

主要技术参数如下：

⑴、乳化泵：

型号：

MRB—200／31.5

公称流量：

200L／min

公称压力：

31.5Mpa

电机功率：

132kw　　　　　

⑵、喷雾泵：

型号：

XPB-250/55

公称流量：

250L／min

公称压力：

5.5MPa

电机功率：

30kW

工作面设备布置见《图32203综采工作面设备布置平面图》。

7、辅助运输设备：

工作面的材料运输选用0.75吨的矿车和叉车。

3顶板控制

3.1支护设计

一、支护强度的计算

参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。

工作面合理的支护强度：

式中

——工作面合理的支护强度，KN/m2；

h——采高，1.10m；

r——顶板岩石重力密度，2.5t/m3；

k——工作面支柱支护的上覆岩层厚度与采高的比，5；

经计算得

=135KN/m2

二、选择工作面支护强度

根据经验公式计算的支护强度与相邻矿井同煤层矿压观测得出的最大平均支护强度，取最大值200.0（kN／m2）作为选取支架的依据，而本工作面选用的ZY2600/07/16两柱掩护式液压支架，支护强度为0.36-0.43MPa（360--430kN/m2）满足采场支护强度要求。

三、支护设备选择

根据工作面条件与支架适应条件对照表十，通过对比验算，可以看出，选择该型号支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

表3-1工作面条件与支架适应条件对照表

项目

工作面条件

支架适应条件

采高

1100mm

700mm～1600mm

倾角

＜7°

≤15°

煤厚

1100mm

700mm～1600mm

底板比压

7.95～65.46MPa

平均0.77MPa，尖端1.11MPa

0.95－1.25MPa

支护强度

120—200kN／m2

360--430kN/m2

四、四、验算：

⑴以初次顶板来压最大平均支护强度250kN／m2计算，循环进尺为0.6m，端面距0.32m，最大控顶距为4.28m，顶板压力：

Q＝250×L×H＝250×1.5×4.28＝1605kN

其中：

Q　———顶板压力

L　———支架间距，取1.5m

H　———工作面最大控顶距，取4.28m

　　1605kN＜2600kN，所选支架工作阻力符合要求。

⑵在周期来压时，以最大平均支护强度200kN／m2计算，循环进尺为0.6m，端面距0.32m，最大控顶距为4.28m，顶板压力：

Q＝150×L×H＝200×1.5×4.28＝1284kN

其中：

Q　———顶板压力，kN

L　———支架间距，取1.5m

H　———工作面最大控顶距，取4.28m

1284KN＜2600KN，所选支架工作阻力符合要求。

五、泵站设置位置

泵站安设在2203工作面中间巷距离采煤面50m的位置。

六、泵站使用规定

要保证泵站压力不小于30MPa，乳化液浓度2%～2.8%。

要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液现象。

3.2工作面顶板管理

本工作面的顶板管理采用全部垮落法。

工作面小面配置53架ZY2600/08/18型正常支架，2架ZT7600/14.5/25型端头支架，全面正常支架133架，端头支架4架。

对工作面顶板实行全支护法管理。

一、正常生产时期顶板支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。

在采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，即割煤→移架→移输送机；采用带压擦顶移架的方式移架。

正常移架要滞后采煤机后滚筒3－5架，不得超过6架。

顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架，即：

当发现片帮严重时，不等采煤机割煤，就进行移架，然后再进行其他操作，工艺为移架→割煤→移输送机。

移架步距为0.6m。

支护要求如下：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。

2、加强支架的支护强度，确保支护质量，支架初撑力不得小于24MPa.

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6m，防止长时间空顶。

4、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支架。

5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架；否则，要及时调整。

二、特殊时期的顶板管理

（一）来压及停采前的顶板控制：

1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。

2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。

3、工作面支架初撑力不低于24MPa，轨道巷、运输巷所有单体液压支柱初撑力不低于12MPa；特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态，确保整体支护强度，预防冒顶。

4、加强两端头顶板管理，要提高支护质量，适当加大支护强度。

5、工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。

6、基本顶坚硬大面积不垮落，悬顶距离超过30m时，必须制定强制放顶措施和灾害预防措施，以保证初次来压期间的安全生产。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理

根据地质资料分析，本工作面共揭露断层4条，必须加强过断层回采时的顶板控制工作，要控制好采高，断层处的支架要确保达到初撑力，届时必须编制具有针对性的补充措施。

当工作面局部地段片帮超过0.6m时，可超前采煤机移架，及时支护顶板；在顶板破碎的地段，为了防止有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮，要进行带压移架。

3.3轨道巷、运输巷及端头顶板控制

一、工作面轨道巷、运输巷的顶板控制

1、支护要求：

工作面轨道巷、运输巷的超前支护均采用单体液压支柱配铰接顶梁进行支护，支护距离不得小于20m，双排不小于10m。

超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打点柱支护，顶板破碎时要扶棚铺金属网支护。

2、支护材料及支柱密度

轨道巷、运输巷均采用DW25型单体液压支柱与HJB-600铰接顶梁配套支护，柱距为1.0m，排拒为0.6m。

3、支护质量标准

（1）支柱纵横成线，偏差小于±l00mm。

采用防倒绳或防倒杆，以防倒柱伤人。

（2）支柱应支到实底，并做到迎山有力。

单体液压支柱初撑力不得小于90kN。

（3）铰接顶梁之间要用圆柱销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。

（4）两巷的高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于1.0m，单体支柱活柱行程不得小于200mm。

（5）两巷单体支柱均穿铁鞋（45号钢，直径400mm）支护。

（6）超前支护范围内严禁堆放闲置设备和杂物。

4生产系统

4.1运输

一、运输设备及运输方式

1、运煤设备及装、转载方式

工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤，落煤由工作面输送机送到转载机上，后经2203工作面运输巷皮带机运至主皮带巷，最后经主斜井到达地面。

工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入运输机中。

2、辅助运输设备及运输方式

工作面用料、设备等物资，采用0.75吨矿车，绞车，通过轨道巷运进或运出工作面。

二、推移刮板输送机的方式

采用液压支架推拉千斤顶推移工作面刮板输送机，推移步距为0.6m，推移刮板输送机距采煤机的距离为14~16m。

输送机弯曲不得超过3°~5°，推移刮板输送机时最小弯曲段不得小于15m，推移方向为自上（下）而下（上）顺序进行。

三、运煤路线

2203工作面—→2203工作面运输顺槽—→主皮带运输大巷—→主斜井皮带大巷—→地面

四、辅助运输路线：

地面—→副斜井—→轨道运输大巷—→2203工作面轨道运输顺槽—→2203工作面

五、支架安装路线：

地面—→副斜井—→轨道运输大巷—→2203工作面轨道运输顺槽—→2203工作面

六、支架撤离路线：

2203工作面—→2203工作面轨道顺槽—→轨道运输大巷—→副斜井—→地面

4.2通防与监控系统

一、通风系统

（一）工作面风量计算：

Q=60×V×S×K长=60×1.5×3.74×1.0

=336.92m3/min

式中:

Q采—工作面所需风量，m3/min；

V—工作面合理风速，取V=1.5m/s;

S—工作面平均有效通风断面积（按最大控顶距4.28m和最小控顶距3.36m的平均值3.82m与采高1.4m、工作面支架断面调整系数0.7之积3.74计算）,m2；

K长—采煤工作面面长调整系数，取K长=1.0。

（二）按瓦斯和二氧化碳涌出量、人数进行验算：

1、按瓦斯涌出量验算：

Q采=100×ｑ×k采通

=100×0.88×2.0

=176<345.6m3/min；

式中ｑ—采煤工作面CH4瓦斯（或CO2）绝对涌出量，m3/min，

取CH4绝对涌出量ｑ=0.88m3/min；

k采通—工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，机采取k采通=2.0。

2、按人数验算:

Q采=4×N

=4×60=240<345.6m³/min,

式中N—工作面同时工作的最多人数,取60人。

（三）风量确定

通过计算并验算，2203工作面需要风量为345.6m3/min，取工作面风量为360m3/min。

二、通风路线

2203工作面的轨道巷和中间巷为进风巷，运输巷为回风巷，具体路线为：

1、新鲜风流：

⑴副井（主井）→井底车场→机轨合一巷→2#煤皮带巷→2203皮带巷→2203工作面。

⑵副井（主井）→井底车场→机轨合一巷→2#煤轨道巷→2203中间巷巷→2203工作面。

2、乏风流：

2203工作面→2203轨道巷→总回风巷→立井轨道巷→回风立井→地面。

三、瓦斯防治与安全监测

（一）瓦斯的监测监控

在开采过程中，根据采场条件预测瓦斯涌出量，以便及时采取针对性措施。

1、瓦斯检查

瓦检员巡回检查工作面瓦斯浓度，每隔3--5小时检查一次，每个班至少检查两次，检查结果及时填写在工作面回风巷距工作面50m以内的瓦斯检查牌板上。

当瓦斯浓度超限时，必须按照《煤矿安全规程》第138、149条处理。

瓦斯测点设置为：

a、工作面风流；b、回风隅角；c、工作面回风流。

2、利用K