乐平煤矿150102工作面设计说明书.doc

1、150102 综采放顶煤工作面设计说明书第一章地质概况第一节工作面范围内煤层赋存及顶底板情况15 号煤层位于太原组下段中下部，上距9 号煤层68.94m，煤层厚度为4.35-9.60m ，平均 7.11m，含 0-3 层夹矸，结构较简单，夹矸岩性为泥岩，厚度在 0.22-0.70m 之间，煤层赋存稳定。150102 工作面煤层平均厚度预计5.85m。150102 工作面煤层倾角为3- 11，平均 7。直接顶板为泥岩或砂质泥岩互层， 局部夹粉砂岩，节理裂隙不发育，厚度为 15.25-19.90m, 平均厚 16.61m，根据采矿手册直接顶分类： 15 号煤层直接顶板稳定程度属 2-3 类顶板，中

2、等稳定 - 稳定类；直接底板为粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩，厚度为10.41-26.85m, 抗拉强度 (MPa)为：泥岩0.50-0.80 。属坚硬类底板。遇水作用下易发生软化，有底鼓现象发生。与 9 煤层最小间距 64.42m，最大间距 72.33m，平均间距 68.94m. 。第二节工作面地质构造基本构造形态为走向北东， 倾向北西的单斜构造， 在此单斜上又发育次一级的波状褶曲，在工作面北部切眼附近发育一北东走向转为东西走向的向斜，地层倾角 3- 11左右，有大小不规则的陷落柱。第三节工作面水文地质煤层最低底板标高为635m，奥灰水水位标高在457.0-464.0m 之间，煤层底板高于

3、奥灰水水位标高，奥灰水对开采煤层无影响。1150102 综采放顶煤工作面设计说明书主要的充水因素为K2、K3 灰岩含水层， 顶板冒落后也可来自山西组砂岩含水层。三层灰岩位于 15 号煤以上 15 至 50m以内，含灰岩段平均厚 34.52m。K2 质较纯，层位稳定，常被泥质岩分隔成 3-4 层，厚 3.52-6.03m ，平均 4.48m，K3 层位也稳定，含泥质及大量生物碎屑，厚 2.00-4.00m ，平均 2.90m，K4 质不纯，层位不稳定，厚在 0-3.56m，平均 1.80m。含水层以 K2 为主， K3 次之，含水层渗透性较强，补给条件好。单位涌水量 0.020L/s m，渗透系

4、数 0.139m/d 。山西组砂岩含水层，单位涌水量为 0.0161 L/ sm，渗透系数平均 0.212m/d ，涌水量曲线呈抛物线型，含水层渗透性较强，补给条件较好。该组水位标高 871.81-940.41m ，南高北低。（1） 采( 古) 空区积水量估算150102 工作面采空区积水理论估算公式：KMFHW采cos3式中： W采 ：积水的静储量， m；M：采煤厚度， 5.85m；2F：采空区积水面积， 443150m；：煤层倾角， 6；K：采空区充水系数， 0.3 。H:回采率， 80%150102 工作面采空区积水面积预计66450 m2，积水量预计 9.25 万 m3。（2）冒落带、

5、导水裂隙带对矿井开采的影响以及煤层顶板砂岩裂隙水涌水量进行预测15 号煤层剩余可采区域的导水裂隙带高度：公式 1100MHli =5.6 =(100 7.5)/(1.6 7.50+3.6)+5.6=53.7m 1.6 M 3.6公式 22150102 综采放顶煤工作面设计说明书Hli = 20M 10 20 7.5 1064.8m15 号煤层垮落带高度： Hm=100M2.2 =16m4.7 M19150102 工作面开采后， 导水裂缝带高度 64.8m，根据剩余可采区域内及周边分部的 1313、1060、L123 钻孔提供资料， 15 号与 9 号煤层间距分别为 77.85 、 75.10

6、、71.4 m ，开采井田内剩余 15 号煤层不会影响 9 号煤层开采。巴州河、思乐河对 15 号煤层剩余可采区域开采没有影响， 9 号采 ( 古) 空区积水对 15 号煤层剩余可采区域开采无影响；现采用“大井”法对150102 工作面煤层顶板砂岩灰岩裂隙水涌水量进行预测：运用如下公式进行计算：Q=2.73KMS/24(LgR0-Lgr 0) ， R0=R+r0，r 0=F /， R10S /K ；其中： Q： 150102 工作面顶板砂岩灰岩裂隙水最大涌水量，m3/h ；K ：15 煤层顶板砂岩灰岩裂隙水渗透系数，渗透系数0.139m/d 。M ：150102 工作面煤层顶板砂岩灰岩裂隙水含

7、水层厚度，17.1m；S：150102 工作面煤层顶板砂岩灰岩裂隙水水位降深，57m；F：工作面面积， 1500001 m2。“大井法”计算顶板砂岩灰岩裂隙水涌水量表K(m/d)M（m）S（ m）R0（m）r 0 （m）R（m）3Q(m/h)0.13917.157431.07218.56212.5153.1通过计算得出 150102 工作面回采期间顶板砂岩灰岩裂隙水正常涌水量在53.1m3/h 左右，最大涌水量在74m3/h 左右，另 150101 工作面采空区 最大涌水量在 2030m3/h 左右。150102 工作面回采期间涌水量在80m3/h 左右，最大涌水量100m3/h 左右。第四节

8、煤层瓦斯、煤尘爆炸危险性、煤的自燃发火性根据晋中市煤炭工业局市煤安20098 号文件关于晋中市2008 年度 30 万3150102 综采放顶煤工作面设计说明书吨 / 年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，2008 年度对山西昔阳乐平煤业有限公司生产能力为15 万吨 / 年的试生产矿井进行了瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，结果为：2008 年度15 号煤层瓦斯相对涌出量为15.72m3 /t ，绝对涌出量 5.85m3/min ，二氧化碳相对涌出量 3.33m3 /t ，绝对涌出量 1.24m3/min ，鉴定等级为高瓦斯矿井。根据前述资料，矿方委托河南理工大学对山西昔阳丰汇乐平

9、煤业有限公司井田 15 号煤层瓦斯涌出量进行了预测，编制了瓦斯涌出量预测报告， 并于 2010 年9 月 7 日山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发 20101010 号文件对该报告进行了批复。预测本矿井开采 15 号煤层达到生产能力时，瓦斯最大相对涌出量为 23.01m3/t ，最大绝对涌出量 29.04m3/min ，为高瓦斯矿井。根据 2011 年 1 月 26 日山西煤矿矿用安全产品检验中心提供的矿井15 号煤层鉴定资料（现场采样） ：15 号煤层煤尘云最低着火温度870，煤尘层最低着火温度 400,15 号煤层煤尘无爆炸性； 15 号煤层吸氧量 1.0237cm2/g ，自燃倾向性等级为级，属

10、不易自燃煤层。第五节煤层顶底板岩石工程地质特征矿井未作煤层顶底板力学性质试验，根据李家沟井田资料及各矿顶板管理现状介绍如下：据井田南部白羊岭煤矿2006 年生产补充勘探施工的4 个检查孔的顶底板力学样： 15 号煤层直接顶板为泥岩或砂质泥岩互层，局部夹粉砂岩，节理裂隙不发育，厚度为 15.25-19.90m, 平均厚 16.61m，据白羊岭煤矿 2006 年生产补充勘探施工的 J4、J5、J6、J7 号孔岩石力学试验成果，岩石自然状态抗压强度 (MPa)为：砂质泥岩 105.6 ，泥岩 71.05 。抗拉强度 (MPa)为：泥岩 0.30-0.37 。根据采矿手册直接顶分类： 15 号煤层直接

11、顶板稳定程度属2-3 类顶板，中等稳定 - 稳定类。15 号煤层直接底板为粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩，厚度为4150102 综采放顶煤工作面设计说明书10.41-26.85m,据白羊岭煤矿2006 年生产补充勘探施工的J4、J5、J6、J7 号孔岩石力学试验成果，岩石自然状态抗压强度(MPa)为：砂质泥岩63.0 ，泥岩80.70-83.25 。抗拉强度 (MPa)为：泥岩 0.50-0.80 。属坚硬类底板。遇水作用下易发生软化，有底鼓现象发生。岩石物理学性质试验成果见表15 号煤层顶底板物理力学性质试验成果表表 1-5-1孔物理性质力学性质号采样深真密度视密度自然抗抗拉强抗剪强备注岩

12、石名称度 (m)含水率23(%)压强度度度(kg/m )(kg/m )(MPa)(MPa)(MPa)砂质泥岩410.722.6232.600.6105.6顶板J4433.212.7202.630.563.00底板砂质泥岩J5 泥岩320.672.6892.561.00.37顶板泥岩565.422.6332.511.271.050.30顶板J6岩574.53.1192.840.483.250.50底板泥泥岩554.912.7702.621.3顶板J7岩564.822.6942.630.480.700.80底板泥覆岩的物理力学性质，参照李家沟精查区资料，各类岩石物理力学性质见表1-5-2。主要岩石

13、力学强度试验统计表表 1-5-2强度抗剪强度 (MPa)3045抗压强度抗拉强度(MPa)(MPa)正应力剪应力正应力剪应力岩石粗砂岩38.64-99.052.94-3.331.57-9.322.75-16.084.71-20.794.71-20.79中砂岩29.52-93.652.16-3.431.37-10.592.35-18.345.59-37.765.59-37.76细砂岩18.83-115.330.69-4.711.86-8.833.24-15.305.39-23.735.39-23.73粉砂岩12.94-77.370.59-3.432.16-5.203.73-12.556.37-1

14、9.426.37-19.42砂质泥岩29.32-91.790.49-3.362.84-4.514.90-7.858.24-12.368.24-12.36铝质泥岩8.24-56.980.59-2.94泥岩7.85-56.780.39-2.262.65-2.944.61-4.907.35-12.167.35-12.16石灰岩35.11-134.451.77-6.08第六节工作面储量工作面回风顺槽长度1220 m，运输顺槽长度 1276 m，工作面推进总长度5150102 综采放顶煤工作面设计说明书1021m，开切眼长度 150 m。煤层平均厚度 5.85m，煤层容重为 1.42t/m 3，储量计算

15、结果如下 :Q 地质 =1021150 5.85 1.42=127.22 （万吨）Q可采 =Q地质 85%=108.14（万吨）第二章巷道布置和支护设计第一节采区巷道布置首产采区为 15#煤层的一采区，利用井田南西部矿界煤柱东西向布置（部分利用）采区运输下山、采区轨道下山、采区回风下山，作为15 号煤层开拓巷道，采区运输下山、 采区轨道下山沿15 号煤层底板布置， 采区回风下山沿 15 号煤层顶板布置；采区运输下山、采区轨道下山水平距离20m，采区轨道下山、采区回风下山水平距离30m，大巷两侧留足煤柱30m。第二节工作面巷道布置根据井田内 15#煤层开采现状，设计 150102 工作面采用三巷

16、布置方式：运输顺槽一条，为进风巷，沿煤层底板布置， 用来进风、供电、 供水、供液、运煤，装备带式输送机。回风顺槽一条，铺设轨道，为回风巷，沿煤层顶板布置，用来回风及辅助运料。 高抽巷与回风顺槽的水平间距 40 米，沿 11#煤层布置，距 15# 煤顶板的层间距为 57 米, 用于该工作面抽采裂隙带瓦斯。方位为 N0运输顺槽沿 15#煤层底板布置，巷道设计长度 1276m，施工方位为 N0，巷道断面为净宽 4.7m、净高 3.2m，净断面积 15.04m2；矩形锚网带加锚索支护。回风顺槽巷道施工方位为 N0，沿 15#煤层顶板布置，巷道设计长度 1222m，断面为净宽 4.2m，净高 3.2m，

17、净断面 13.44m2。矩形锚网带加锚索支护。设计 15#煤层回采工作面采用顶板走向高抽巷+倾斜后高抽巷的抽放方法进6150102 综采放顶煤工作面设计说明书行邻近层瓦斯抽放。高抽巷在采区回风下山内开口，施工方位为N0，沿 15 爬坡到 11#煤，沿 11 #煤层掘进顶板走向高抽巷，距15# 煤高度约 57m 左右，抽放巷道断面2.4 m2. 4m；解决工作面上邻近层瓦斯；走向高抽巷后期100m，按 0施工施工平巷（具体根据实测高程进行调整） 。在工作面布置倾斜后高抽巷，即：在回风巷内，距工作面切巷15m 处开口，沿爬坡角度45 与走向高抽巷贯通。解决工作面初采期瓦斯。顶板走向高抽巷长度和工作

18、面长度相等。倾斜后高抽巷在回风巷内，工作面切巷往外15m 处开口，巷道断面2.0m2.0m，爬坡角度45，与走向高抽巷贯通。其发挥作用的关键在于：该巷必须布置在顶板初始冒落裂隙带内，随工作面开采推进，顶板逐渐冒落， 使倾斜后高抽巷逐渐进入顶板裂隙层内， 使上邻近层瓦斯在抽放负压作用下排出， 解决综放面初采期瓦斯超限问题。开切眼位置根据李家沟村庄保护煤柱线确定， 地面村庄按级保护， 围护带宽度 10m，表土层移动角按 45计算，岩层移动角按 72计算。 该处地表 +877m，上覆埋藏厚度 202m，其中表土层厚度 15m，经计算得李家沟村庄保护煤柱线留设86m。详见 150102 工作面巷道布置

19、图。第三节支护设计1、锚杆支护设计依据及思路1）设计依据锚杆支护设计依据的煤顶板综合柱状图。设计锚杆长度等参数引用的理论为悬吊组合梁理论、松动圈理论和锚杆支护高预拉力理论。2）设计的主要思路（1）、及时支护原则7150102 综采放顶煤工作面设计说明书锚杆支护原则是 “先控顶， 后护帮”以及及时支护， 减少顶板发生离层变形。（2）、高预应力与应力扩散原则锚杆预拉力大小对顶板稳定性具有决定性的作用。 当预拉力大到一定程度时，锚杆长度范围内和锚杆长度以上的顶板离层得以消除。高预拉力锚杆旨在建立预应力顶板， 预应力顶板的存在在一定程度上保护着顶板使其免受水平应力的破坏， 使顶板岩层处于横向压缩的状态

20、 , 以克服高水平应力对顶板稳定性的影响。在预应力顶板的条件下，垂直压力被转移到巷道两侧煤体纵深， 巷道两侧附近煤体的压力减少，片帮现象缓和。预应力结构的形成是有条件的，预拉力是关键。通过托盘、钢带等构件实施锚杆预应力的扩散，扩大预应力的作用范围，提高锚固体的整体刚度与完整性。（3）、“三高一低”的原则即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。支护目的是给围岩施加压应力，改善应力状态，减小屈服后强度降低，使破坏变得平缓。锚杆提供轴向力与切向力， 减小不连续面抗剪强度的降低， 阻止离层与滑动。尽量保持节理煤岩体的原有强度、完整性。提高锚杆支护系统的刚度非常重要，途径：及时支护；施加高预应力，并

21、实现预应力有效扩散；加长或全长锚固，使杆体对围岩离层、错动非常敏感，及时抑制。大幅度提高支护系统刚度与强度，特别是预应力， 可有效抑制围岩结构面离层和弯曲变形。（4）、相互匹配原则锚杆、锚索及各构件等参数与力学性能应相互匹配，锚杆（锚索）直径、钻孔直径与树脂药卷直径三径匹配。 锚杆孔径与锚杆直径之差应在 6-10 范围内，树脂锚固药卷直径应小于施工钻头直径的 47 。2、锚杆参数的确定锚杆长度是锚杆支护参数中关键参数之一，就巷道支护整体而言， 锚杆长度8150102 综采放顶煤工作面设计说明书太短，其在巷道内所形成的加固厚度较小，难以承受围岩压力， 不利于巷道的稳定。（1）、锚杆长度的计算按照

22、经验公式计算LkL1+L2+L3式中 L锚杆总长度， m；K安全系数，取 1.3 ；L1锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），取 0.1m；L2有效长度，即围岩松动圈冒落高度，m;L3锚入岩（煤）层内深度，取0.5m。其中围岩松动圈冒落高度BH tan 4522L2 =f顶式中 B、H巷道掘进荒宽、荒高；f顶 顶板岩石普氏系数，3 6，取最小值 3；围岩内摩擦角 32o；根据计算结果，围岩松动圈冒落高度1.32 m ，锚杆总长度为2.32m 顶帮锚杆长度取 2.4m。（2）、锚杆间距的计算采用经验公式计算SL/2=2.4/2=1.2mS锚杆间距L锚杆杆体长度根据计算结果，锚杆间距不大于1.

23、2m，因此确定锚杆间距800mm满足要求。（3）、锚杆、托盘的规格选择与确定顶帮采用 20mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆进行支护，M 型钢带， 220mm9150102 综采放顶煤工作面设计说明书4mm，M型托盘，厚度 8mm。不准使用普通铸铁托盘或其它型钢切割加工制成的托盘。金属杆体抗拉屈服强度不小于320MPa，抗拉极限强度不小于500MPa，延伸率不低于 16%。锚杆杆体尾部螺纹必须采用滚丝工艺加工，尾部螺纹长度为905。钢带材料极限抗拉强度不应小于360MPa。（4）、锚固剂、钻孔直径的选择与确定根据锚杆、钻孔、药卷三径匹配原则，锚杆孔径与锚杆直径之差应在6 12 范围内，树脂锚固药卷直

24、径应小于施工钻头直径的47 。确定顶板与两帮锚杆钻孔均采用直径28mm的孔径， 28mm的钻头施工锚杆孔，顶板和帮部锚杆树脂药卷均采用K23352，凝胶时间 41s90s，搅拌时间20s 40s。（5）、锚杆锚固力及锚杆预紧力类围岩顶板宜采用加长锚固，左旋无纵筋等强锚杆顶板锚杆试验抗拔力不小于锚杆理论极限载荷的50%，20 锚杆试验抗拔力不小于80kN，紧靠巷道两帮的顶锚杆宜向煤帮倾斜，其倾斜角度一般为75 度。煤巷顶板锚杆螺母拧紧力矩不小于300N.m ，锚固力不小于80 kN，预紧力不低于40 kN。类围岩巷道巷帮必须支护，左旋无纵筋等强锚杆的试验抗拔力不小于60kN。煤巷帮锚杆的螺母拧紧

25、力矩不小于150N.m ，锚固力不小于60 kN ，预紧力不低于 30 kN。左旋无纵筋螺纹钢锚杆必须使用加厚的与锚杆相匹配的快速安装螺母，塑性减摩垫圈，其强度必须与螺母扭矩相匹配。煤巷锚杆支护巷道应用的网，在强度允许的情况下， 宜优先选用塑料或玻璃钢为主要材料的网。巷道铺设的金属网必须使用焊接平网或菱形网，不得使用普通经纬网。3 锚索设计（1）、锚索长度及锚固力锚索的主要作用是把冒落拱中的岩石悬吊起来，在锚杆支护失稳时能悬吊冒10150102 综采放顶煤工作面设计说明书落拱中岩石的重量，继续起作用，提高巷道维护的可靠性。15 号煤顶板多为砂质泥岩， 灰色，深灰色泥岩， 局部为砂质泥岩， 水平

26、层理，分层上部和下部空隙有植物化石，厚度一般在4.30-9.60m ，平均为 8.02m。锚索必须生根于顶板稳定岩层中, 且生根长度不少于1000mm，锚索外露长度一般为 150250 mm。锚索的长度根据钻孔探查取为68m满足要求。锚索托板：应用不低于 18#槽钢制成，长度为400 ，中间加焊 150 150 10 的钢板，孔眼直径19.4 ，居托板中间，且用钻床或冲床加工。锚索托板的破坏载荷不得小于260 kN。（2）、锚索锚固力及锚固长度 17.8mm的小孔径预应力锚索：设计锚固力不小于320kN。锚索张紧力不得小于 120kN。按树脂与钢绞线的粘接强度计算的锚索锚固长度：K Nt878

27、mmLan da上式计算中 :K 为安全系数， K=1.4；Nt: 锚索设计载荷， Nt=120kN；n: 钢绞线根数， n2；d: 钢绞线直径，为 17.8mm；a : 树脂与钢绞线粘结强度， MPa， a=2MPa按树脂与孔壁岩石的粘结强度计算的锚索锚固段长度：LbKN t637mmDb上式计算中 :K 为安全系数， K=1.4；Nt: 锚索设计载荷， Nt=120kN；D:锚固体直径， mm，孔径 D=28mm(药卷直径 23mm)；b : 树脂与孔壁岩石（接触面钢绞线较大）粘结强度， MPa，b=3MPa选计算最大值，并参照国内外成功经验，取锚固长度不小于900mm。根据以往的实际经验

28、，小孔径预应力锚索支护应采用快速、中速两种树脂锚11150102 综采放顶煤工作面设计说明书固剂，先装快速，后装中速，选用2 节 K2335快速树脂药卷、 2 节 Z2335 中速树脂药卷加长锚固，采用 28 钻头打孔，则实际锚固长度为：卷22 （）l卷2323502La 35022（28215.2421583m m 900mm，满足（孔索 ）要求。（3）、锚索的排距确定冒落拱最大面积大约为：h tan(45)2 a2 .L2f2.56S3上述计算中， a 2.2m， h=3.2m，L21.32m， f 3按每排两根锚索布置， 锚索直径确定为17.8mm，材料为钢绞线， 破断载荷为355kN，

29、则锚索排距：D=Q/KS式中：Q锚索悬吊力， 355kN；即：D3551031043.96m2.562.51.4取 D=3.2 米，锚索间距为 1.6 米，距巷中对称布置，按照“二二”型布置锚索满足设计要求。4 巷道支护参数的确定（一）、回风顺槽锚杆支护参数顶帮采用 20 左旋无纵筋等强锚杆锚杆，长度 2.4m，煤巷顶板锚杆螺母拧紧力矩不小于 300N.m ，锚固力不小于 80 kN，预紧力不低于 40 kN。顶板锚杆树脂药卷采用 K23601，锚杆间排距 800mm 800mm，220 mm4 mm4200 mmM型钢带，厚度 8mm M型专用托盘，金属网必须使用焊接平网或菱形网。两帮采用

30、20 左旋无纵筋等强锚杆锚杆，长度 2.4m，煤巷两帮锚杆的螺母12150102 综采放顶煤工作面设计说明书拧紧力矩不小于150N.m ，锚固力不小于60 kN，预紧力不低于30 kN；两帮锚杆树脂药卷均采用K2360 1，锚杆间排距 700mm700mm，220 mm4 mm3000mm M型钢带，厚度 8mm M型托盘，金属网必须使用焊接平网或菱形网。锚索支护参数， 17.8mm的小孔径预应力锚索，长度68m，设计锚固力不小于 320kN，锚索张紧力不得小于120kN，锚索间距 1.6m，排距 3.2m，按照“二二”型布置锚索，选用1 节 K2360快速树脂药卷、 1 节 Z2360 中速

31、树脂药卷加长锚固，采用 28 钻头打孔，锚索托板应用不低于 18#槽钢制成，长度为 400 ，中间加焊 150 150 10 的钢板，孔眼直径 19.4 ，居托板中间，且用钻床或冲床加工， 锚索托板的破坏载荷不得小于 320 kN，KM18-1860型锁具，极限拉力不低于342kN。（二）、运输顺槽锚杆支护参数顶帮采用 20 左旋无纵筋等强锚杆锚杆，长度 2.4m，煤巷顶板锚杆螺母拧紧力矩不小于300N.m ，锚固力不小于80 kN，预紧力不低于40 kN。顶板锚杆树脂药卷采用K23601，锚杆间排距800mm800mm，钢筋梯子梁采用 12mm钢筋加工，长 3000mm，宽 80mm；金属网

32、必须使用焊接平网或菱形网。两帮采用 20 左旋无纵筋等强锚杆锚杆，长度 2.4m，煤巷两帮锚杆的螺母拧紧力矩不小于 150N.m ，锚固力不小于 60 kN，预紧力不低于 30 kN；两帮锚杆树脂药卷均采用 K23601，锚杆间排距 700mm 700mm，钢筋梯子梁采用 12mm 钢筋加工，长 3000mm，宽 80mm；金属网必须使用焊接平网或菱形网。锚索支护参数， 17.8mm的小孔径预应力锚索，长度 68m，设计锚固力不小于 320kN，锚索张紧力不得小于 120kN，锚索间距 1.6m，排距 3.2m，按照“二二”型布置锚索，选用 1 节 K2360快速树脂药卷、 1 节 Z2360

33、 中速树脂药卷加长锚固，采用 28 钻头打孔，锚索托板应用不低于 18#槽钢制成，长度为 400 ，中间加焊 150 150 10 的钢板，孔眼直径 19.4 ，居托板中间，且用钻床或冲床加工， 锚索托板的破坏载荷不得小于 320 kN，KM18-1860型锁具，极限拉力不低于 342kN。（三）高抽巷锚杆支护参数13150102 综采放顶煤工作面设计说明书采用锚网支护。（四）开切眼锚杆支护参数与回风顺槽锚杆支护参数基本一致，另外在切眼中心线偏向南侧600mm处加设两排一梁三柱首尾相接工字钢或半圆木单体挑棚进行加固。第三章回采工艺选择与采掘设备选型第一节采煤方法150102 工作面采用走向长壁

34、后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。双滚筒电牵引采煤机沿底板割煤，由于煤层厚度赋存， 且受支架支撑高度和采煤机截割高度的限制，采高控制在25002800mm，割煤深度为800mm。采高2.8m，放顶煤高度 3.05m，采放比为 1：1.09 。第二节回采工艺工艺过程：机头进刀下行割煤移架移前溜放顶煤移后溜机尾进刀上行割煤移架移前溜放顶煤移后溜五、工作面回采工艺综放工作面回采工艺为： 机组端头斜切进刀采煤机割煤移架推移前刮板输送机放顶煤移后刮板输送机。综采工作面回采工艺为：机组端头斜切进刀采煤机割煤移架推移刮板输送机。采煤机采用端头斜切进刀， 进刀长度 25m左右，移架滞后采煤机后滚筒 3-5m，

35、追机作业，滞后移架 10-15m推移前部输送机，输送机弯曲长度不小于 15m，推移步距 0.6m。采煤机割煤时，滞后采煤机放顶煤，其滞后距离不小于 20m，以免两工序相互影响。14150102 综采放顶煤工作面设计说明书第三节工作面生产能力1、工作面参数工作面推进总长度1021m，开切眼长度 150 m。煤层平均厚度5.85m，煤层容重为 1.42t/m 3，地质储量 127.22 （万吨），可采储量 108.14 （万吨）。2、工作制度及作业方式工作制度为“四 . 六”制，采用三班采煤，一班检修准备的劳动组织形式。作业方式：采煤机截深选择 0.8m。采用追机作业的作业方式， 循环进度 0.8

36、m，每班 1 个循环，一天 5 循环，日进尺 4m，月进尺 100m，年进度 1200m。3、生产能力工作面采高 5.85m，每天 4 个循环，循环进尺0.8m，正规循环率为 90%，回采率为 80%。日割煤量： 150 0.8 42.8 1.42 97%=1851(t)日放煤量： 150 0.8 43.05 1.42 70%=1455(t)日产量： 3306(t)年产量： 100 （万 t)工作面应具有的最小生产能力QyfQh= D ( NM ) t K式中： Qh 工作面设备所需最小生产能力，t/h ；Qy 要求的工作面年产量，1.0 106t/a ；D 年生产天数， 300d；f 能力富

37、裕系数， 1.25 ；N 日作业班数， 4班；M 每日检修班数， 1班；t 每班工作时数， 6h；K胶带机平均日开机率，取0.8 。15150102 综采放顶煤工作面设计说明书经计算得： Qh 324t/h4、服务年限T=1000 100=10(月 )第四节采掘设备选型1、采煤机选型（1）采高的选择、滚筒直径的确定滚筒直径一般按最大采高的0.6 0.7倍考虑，确定采煤机的滚筒直径为1.8m。（2）截深的确定截深选择 0.8m。（3）工作面日循环数工作面日循环数选择4 个循环。（4）采煤机割煤方式采煤双向割煤，沿工作面往返一次进两刀。（5）工作面采煤机应具有的最小生产能力由下式计算：Qh=Qyf

38、/D (N - M)t K= 4800001.4 3 00(4 - 1) 60.4=311t/h式中： Qh 工作面设备所需最小生产能力，t/h ；Qy 工作面设计年产量 100万t ，其中工作面采煤机生产能力48万t ，工作面放顶煤生产能力 52万t ；D年工作制度， 300d；f能力富裕系数， 1.4 ；N日作业班数， 4 班；M每日检修班数， 1 班；t 每班工作时数， 6h；K开机率， 0.4 。（6）采煤机计算割煤速度Vcn (L 30Lc )/(K cTd n T c)16150102 综采放顶煤工作面设计说明书式中： Vc计算割煤速度， m/min；n 工作面日循环数， n4；L

39、 工作面长度， L150m；Lc 采煤机总长，Lc 15m；30 进刀割煤长度， m；K 采煤机平均日开机率， K 0.4 ；Td 工作面日生产时间，Td 1080min；Tc 采煤机进刀停顿时间，Tc2min。Vc4（ 150+30-15）/ （0.4 1080-4 2） 1.56m/min为使工作面产量均衡，采煤机实际截割牵引速度应根据煤层厚薄变化适当调整，空载时要求其速度不小于 5m/min，以减少辅助工作时间。（7）采煤机最大割煤速度VmaxKVc式中： Vmax采煤机最大割煤速度，m/min；K 采煤机割煤不均均衡系数，取 1.2 ；Vc 采煤机计算割煤速度，1.56m/min 。V

40、max1.87m/min（5）采煤机最大生产能力Qmax60BHVmax式中： Qmax采煤机最大生产能力，t/h ；B 循环进尺， B0.8m；H平均采高，取2.8m；3Qmax 600.8 2.8 1.42 1.87=356t/h（6）采煤机装机功率装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估算：P=QhHw=356(0.6 0.7) 213.6 249.2kW17150102 综采放顶煤工作面设计说明书式中： P装机功率， kW；Qh 采煤机生产能力，t/h ；Hw比能耗，一般 0.6 0.7 。根据以上计算结果，

41、考虑煤层结构的变化可能性及对煤厚的适应性， 设计选用 MG300/730-WD型采煤机，且富余能力较大。在选择配套刮板机、 转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等运输设备时，考虑了生产矿井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素，并遵循 “运煤系统的能力外部要大于采面 20%为宜”的原则。MG300/730-WD 型双滚筒电牵引采煤机型号采高1800 3200mm滚筒直径1800mm截深800mm牵引速度06 12m/min牵 引 力220 440kN电压1140V装机功率730kW2 、刮板输送机输选型工作面刮板输送机生产能力的选择原则是保证采煤机采落的煤被全部运出，并留有一定的备用能力。工作面刮板输

42、送机的运输能力应满足：Qc= QmKC KmKy =356 1.2 1.1 0.9=423t/h式中： Qc 刮板输送机应具有的运输能力，t/h ；KC采煤机截割速度不均衡系数，1.2 ；Qm采煤机煤能力， 356/h ；Km采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.1 ；18150102 综采放顶煤工作面设计说明书Ky运输方向及倾角系数，0.9 。根据上式计算工作面前后运输均选择SGZ630/220 型刮板输送机，输送能力1200t/h ，大于 423t/h ，有一定的备用能力。19150102 综采放顶煤工作面设计说明书型号SGZ800/630运输能力1200t/h链速1.1m/s电压1

43、140V功率2 315kW3、顺槽转载机、破碎机和可伸缩胶带机选型（1）转载机、破碎机、可伸缩胶带机输送能力按不小于刮板输送机输送能力的 1.2 倍选取。转载机型号SZZ 730/160运输能力700t/h长度约 50m电压1140V功率110kW破碎机型号PCM110破碎能力1000t/h出料口粒度小于 300mm进料口粒度700 950mm电压1140V20150102 综采放顶煤工作面设计说明书功率110kW（2）、顺槽可伸缩带式输送机顺槽可伸缩带式输送机选DSL100/30/2 110 型可伸缩带式输送机，运量450t/h ，带宽 1000mm，带速 2m/s，电机功率 2 110KW

44、。可伸缩带式输送机技术特征项目单 位型号备注型号DSL100/30/2 110输送能力t/h450输送长度m1000功率kW2 110带速m/s2带宽mm1000供电电压V660/11404 顶板管理及液压支架选型（ 1） . 支架支撑高度的确定Hmax=Mmax+S1=2.4+0.2=2.6mHmin=Mmin-S2-a- =2.4 0.2-0.05-0.05=2.1m式中： Hmax、 Hmin -支架的最大、最小高度，mm；Mmax、 Mmin-工作面的最大、最小采高，mm；S1 -顶板冒落厚度，一般取0.2m。S2 -顶板下沉量，取0.2m；a -支架前移的最小可缩量，取0.05m；

45、-浮煤、浮矸厚度，一般 0.05m；初选ZF4600-18/30型支撑式放顶煤液压支架，液压支架支撑高度为1.8-3.0m ，所选支架合理，满足支护要求。21150102 综采放顶煤工作面设计说明书支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定。设计采用估算法计算液压支架工作阻力。（2）、支架支护强度的计算15#煤层初选 ZF4600-18/30 型支撑式放顶煤液压支架。 选择支柱单位面积承受的荷载，按下式计算：15 号煤层平均 5.85m，15 号煤确定采用长壁综采用放顶煤开采， 采下层 2.8m，放顶煤 3.05m。根据支架矿山压力，回采工作面支架所支撑的重量为68 倍采高的顶板岩层， 15#煤层顶板岩重按8 倍采高 (22.4m) 岩层重量计算：P9.8 煤 h 煤 cos+9.8 岩 h 岩 cos