煤矿煤层放顶煤工作面开采设计（可编辑）

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煤矿煤层放顶煤工作面开采设计前言一概况XX煤矿系山西省XX位于太原市西南XX村-黄坡村一带东距太原市和平南路15km距太原市中心约15km左右生产规模为12Mta行政区划属太原市万柏林区其地理坐标为东经112°26ˊ04"～112°28ˊ24"北纬37°48ˊ09"～37°50ˊ25"XX煤矿证件齐全XX煤矿由XX斜井寨沟平硐寨沟斜井接替组成XX斜井于1952年建成投产经过逐年改进采煤方法和工艺机械化程度逐年提高1980年该井口服务范围内资源采尽封闭寨沟平硐是1958年开始筹建年设计生产能力为09Mta1959年2月5日始建1962年10月1日投产采用刀柱和长壁采煤方法年产量一直稳定在06-08Mta1971年达到年产量09Mta的设计能力现已回采结束并关闭寨沟斜井始建于1976年10月1985年后因生产建设需要进行了改扩建由山西煤矿设计院编制了《山西省司法厅劳改局XX煤矿寨沟矿井扩建初步设计》设计生产能力由09Mta扩建为12Mta 煤矿煤层放顶煤工作面开采设计前言一概况XX煤矿系山西省XX位于太原市西南XX村-黄坡村一带东距太原市和平南路15km距太原市中心约15km左右生产规模为12Mta行政区划属太原市万柏林区其地理坐标为东经112°26ˊ04"～112°28ˊ24"北纬37°48ˊ09"～37°50ˊ25"XX煤矿证件齐全XX煤矿由XX斜井寨沟平硐寨沟斜井接替组成XX斜井于1952年建成投产经过逐年改进采煤方法和工艺机械化程度逐年提高1980年该井口服务范围内资源采尽封闭寨沟平硐是1958年开始筹建年设计生产能力为09Mta1959年2月5日始建1962年10月1日投产采用刀柱和长壁采煤方法年产量一直稳定在06-08Mta1971年达到年产量09Mta的设计能力现已回采结束并关闭寨沟斜井始建于1976年10月1985年后因生产建设需要进行了改扩建由山西煤矿设计院编制了《山西省司法厅劳改局XX煤矿寨沟矿井扩建初步设计》设计生产能力由09Mta扩建为12Mta XX煤矿寨沟矿井以下简称XX煤矿批准开采23689号煤层矿井采用斜井开拓方式共设有主斜井副斜井进风行人斜井和回风斜井四个井筒服务于全井田矿井生产能力12Mta服务年限为2262a矿井划分二个开采水平一水平标高为823m二水平标高为650m一水平已于1991年3月全部回采结束目前开采二水平在2号煤层布置一个综采一次采全高工作面生产能力为03Mta在3号煤层四采区布置一个综放工作面生产能力为09Mta能够满足矿井12Mta的生产能力根据山西省煤炭工业局晋煤安发[2008]702号关于转发《国家安全监督管理总局国家煤矿安全监察局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》的通知为使XX煤矿保持持续高效安全环保有序健康地发展提高资源回收率保证矿井安全生产矿方委托我公司进行3号煤层4采区3407回采工作面放顶煤开采设计的编制工作二设计依据1国家安全生产监督管理总局国家煤矿安全监察局安监总煤行2008130号文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2山西省煤炭工业局晋煤安发2008702文关于转发《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》的通知3山西省煤炭工业厅2009年8月26日晋煤安发[2009]118号文关于印发《山西省放顶煤开采工作面设计审批和验收工作方案》的通知4山西煤田水文地质二二九队2005年5月编制的《XX煤矿矿井地质报告》52002年7月山西省矿产储量委员会晋储决字[2002]11号《审查批准的决议书》6山西煤矿设计院1985年4月编制的《山西省司法厅劳改局XX煤矿寨沟矿井扩建初步设计》7山西省革命委员会煤炭化工局文件晋煤化煤字1974 第884号《关于XX煤矿寨沟井二水平初步设计修改的批复》8山西省煤炭工业管理局文件晋煤生字78第466号《请批XX煤矿寨沟二水平初步设计修改》9XX煤矿地测科提供的3407工作面地质说明书10采矿许可证证号1XXXXXXXXXX07煤炭生产许可证证号201401090062安全生产许可证证号晋MK安许证字[2008]G0137Y1B1企业法人营业执照证号1XXXXXXXXXX2698矿长资格证证号MK140100048矿长安全资格证证号A081XXXXXXXXXX8企业法人营业执照证号1XXXXXXXXXX269811山西省监狱管理局晋监煤函[2010]108号《关于进一步规范综合机械化放顶煤工作面管理的通知》122009年2月6日山西省煤炭工业局文件《关于山西省监狱管理局2008年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》132007年６月16日山西省煤炭工业局综合测试中心编制的2号3号煤层的煤样检验报告142004年8月山西安宇科技有限责任公司编制的《XX煤矿安全现状综合评价报告》152006年10月19日山西省煤矿节能监测中心编制的《XX煤矿生产能力核定报告书》162007年7月6日山西省煤炭工业局文件晋煤行发[2007]1038号《关于对山西省监狱管理局阳泉荫营煤矿等6座生产矿井2006年能力复核结果的批复》17XX煤矿地测科提供的太原XX煤矿井田范围充水情况统计证明18 221995年7月24日煤炭工业部以煤安字1995第376号文颁布的《煤矿救护规程》232009年9月21日国家安全生产监督管理总局国家煤矿安全监察局《煤矿防治水规定》国家安全生产监督管理总局令第28号241983年9月中华人民共和国煤炭工业部制定的《生产矿井储量管理规程》25《矿井抽放瓦斯工程设计规范》MT5018-9626《矿山电力设计规程》GB50070-9427关于合理开采煤炭资源提高回采率的若干规定试行本着安全第一预防为主综合治理的基本原则以国家颁布的有关安全生产法令法规以及规程规范和标准为依据建立健全和完善煤矿综采放顶煤工作面生产安全管理增强放顶煤工作面的综合抗灾能力和安全程度确保安全高效生产四存在的主要问题及建议1工作面内煤岩层节理裂隙中等发育且赋存有20条断层工作面在掘进过程中共见14条断层分别为F41F42F43F44F45F46F47F48F49F50F51F52F53F54断层其中F41F42F44F46F47F48F53F54为掘进中揭露断层断层落差在0-23m之间其余断层为预测断层另根据主辅运顺槽实际揭露煤层层理发育有离层现象局部煤层易产生片帮现象建议进一步加强矿井地质工作查清查实开采范围内的断层陷落柱和隐伏构造及其导水性针对新发现的问题在工作面回采过程中加强主运顺槽辅运顺槽及工作面内的帮顶支护工作2建议工作面在回采过程中根据各断层赋存位置提前调整工作面采煤机的割煤层位尽可能减少工作面的割岩量 3根据瓦斯鉴定结果属于低瓦斯矿井随着开采深度的增加瓦斯含量有可能增加瓦斯工作放顶煤工作面瓦斯不超限采区概况及地质特征第一节矿井概况一交通位置XX煤矿位于太原市晋源区XX村-黄坡村一带东距太原市和平南路15km左右距太原市中心约15km左右其地理坐标为东经112°26ˊ04"～112°28ˊ24"北纬37°48ˊ09"～37°50ˊ25"XX煤矿地处太原市近郊铁路公路四通八达并有专用铁路支线直通井口向北与北同蒲铁路接轨交通运输极为方便详见交通位置图1-1-1二井田境界根据2001年月颁发的采矿许可证证号km2为一不规则多边形南北长04～45km东西宽02～42km井田范围由以下43个拐点座标连线圈定而成详见表1-1-1三地形地势及河流水系井田所处位置地形上总的看是西西南高向东北方向倾斜形态类型跨两种地形单元第一类地形单元为井田的北部和东部黄土组成的丘陵为太原断陷盆地的组成部分地面向盆地方向倾斜一般的地形坡度在123冲沟宽而稀疏较大的冲沟为黄坡沟和大井峪沟两侧发育的支沟表1-1-1 井田拐点坐标点号X坐标Y坐标点号X坐标Y坐标141881950019629845002341885900019626180002418760800196292160024418868000196284080034187455001962907100254188796001962656000441868670019628207002641889550019626726005418680300196280750027418914000196268580064186713001962799900284189410001962709800741867560019627832002941896410019626776008418684300196276550030419044700196272930094186899001962749300314190609001962739000104186992001962733800324190890001962756900114187218001962702200334190627001962799200124187278001962684100344190421001962833100134187326001962635000354190180001962867500144187381001962616400364189831001962917800154187446001962607300374189702001962931200164187496001962600200384189555001962944000174187573001962594500394189275001962964500184187718001962587800404189130001962973100194187861001962580800414188990001962977500204187985001962570700424188873001962980900214188169001962582600434188536001962984000224188538001962604800呈短秃的树枝状切割的深度20-100m局部地段沟底裸露二迭系砂页岩冲沟的向源侵蚀作用明显黄土丘陵区的微地貌发育如黄土柱天生桥黄土落水洞等第二类地形单元为局部黄土覆盖的砂页岩低山丘陵地形剥蚀侵蚀作用为主要的外动力地质作用是XX煤矿主要采煤区 井田地形最高点在聂家山标高117517m最低点在水峪沟南寨沟一带标高在825m地形高差为350m基岩沟谷极其发育地形比较破碎沟谷大致呈东西向延伸主要的沟谷有胡爷沟水峪沟南寨沟石叉沟李家沟等比较开阔的大沟谷内堆积的砂砾石层厚度10-25m左右井田属黄河流域汾河水系水文条件比较简单无常年性的地表水体仅有几条较大的沟谷暴雨时可形成湍急的洪流因其地形坡降较大泄洪很快暴雨后不足一小时就泄完井田北部的九院沙河呈东西向流经其北部矿界是一条季节性河流雨季流水四气象与地震本区属大陆性气候冬冷夏热近年来据太原市气象台站距本区11公里资料最高气温356°最低气温零下203°平均9°昼夜气温变化较大春季多风雨季多集中在七八九三个月最大年降雨量5208mm最小年降雨量3266mm最大年蒸发量17433mm最小年蒸发量1431mm蒸发量为降雨量的3～4倍每年11月开始下雪冻结每年3月解冻最大冻土深度060m根据中华人民共和国标准GB18306－2001《中国地震动峰值加速度区划图》本区地震烈度为7度五井田四邻关系井田南部外围沿煤层露头附近由于埋藏浅开采方便小煤窑较多且开采历史悠久但生产技术落后大多规模甚小产量及开采范围不大自80年代后期产量和开采范围有所增大到2003年底井田四周小窑大多关闭对XX煤矿有影响的也主要是一水平一石门上山采空区部分其余无影响现一水平已经在1991年开采完毕所以小窑对本矿井影响不大 井田西北部与西山矿务局下属的白家庄煤矿相邻东西南部为空白区该矿井与白家庄煤矿在2007年联合测试两矿井间保安煤柱的留设情况联测结果表明两矿井间边界保安煤柱完好互不影响白家庄煤矿为生产矿井开采23689号煤层详见井田四邻关系图1-1-2六矿井主要生产系统1井田开拓与开采矿井批准开采2号3号6号8号9号煤层目前在2号煤层布置一个综采一次采全高工作面3号煤层布置一个放顶煤工作面该矿井采用斜井开拓方式根据矿井开拓部署和通风安全等要求全矿井共设4个井筒服务于全井田主斜井井筒倾角14°三心拱支护净断面积115m2斜长716m主要担负原煤的运输和进风任务副斜井井筒倾角20°三心拱支护净断面积126m2斜长523m主要担负矿井辅助提升和进风任务进风行人斜井井筒倾角167°三心拱支护净断面积774m2担负矿井进风和行人任务回风斜井井筒倾角25°三心拱支护净断面积126m2担负全矿井回风任务详见图1-1-31-1-41-1-51-1-6矿井现开采水平为650m3号煤层分为六个采区目前仅剩余三采区四采区和五采区的部分资源其余采区均已采完三四采区区内采用倾斜长壁后退式采煤法全部垮落法管理顶板五采区区内采用走向长壁后退式采煤法全部垮落法管理顶板2提升运输系统 主斜井采用DX-10002×220型皮带输送机担负全矿井原煤的运输运输能力为600th主运输平巷采用DTL100502×280型运输机运煤运输能力为500th副斜井采用2JK-330A型绞车双钩提升担负全矿井材料设备的运输行人斜井采用SRG-20D型吊椅绳索运人系统担负全矿井人员上下井任务轨道大巷采用CTY86GP型蓄电池电机车牵引1t矿车运输材料设备运煤系统3407回采工作面→运输顺槽DSJ80502×185可伸缩带式输送机→四采区运输巷DTL8050125型带式输送机区→四采区运输下山DTL80502×125型带式输送机→四采区煤库→胶带大巷DX-800型TD-75SPJ800STG800125型四部带式输送机→主斜井DX-10002×220型带式输送机→地面辅助运输系统地面→副斜井2JK-330A型绞车→轨道大巷和四采区轨道下山CTY86GP型蓄电池电机车牵引1t矿车→四采区轨道巷JD-40型调度绞车→3407回风顺槽JD-40型调度绞车→3407工作面3通风系统该矿井采用中央边界式通风系统机械抽出式通风方式矿井总进风量为8241m3min总回风风量为8421m3min回风斜井现装备GAF25-133-1型轴流式通风机2台其中1台工作1台备用电机功率1250kW新鲜风流地面→主斜井副斜井进风行人斜井→轨道大巷胶带大巷→四采区轨道下山四采区运输下山→四采区运输巷四采区轨道巷→进风顺槽→3407工作面乏风流3407工作面→回风顺槽→四采区回风下山→回风大巷→回风斜井→ 地面5排水系统本矿井主水泵房布置在副斜井井底水仓有效容量为3350m3配备D280-65×4型多级泵5台配套电机为YB450S2-4355KW型配备200D-43×5型多级泵2台主排水管为两趟325mm的无缝钢管一般情况下一趟管路一台或两台水泵运行6压风系统3号煤层回采工作面压风自救装置的压缩空气来自井上空压机房3台MOGF-137G型单螺杆空气压缩机压缩空气通过6寸无缝钢管经副斜井大巷送至3407回采工作面主运顺槽与辅运顺槽巷道口压风自救装置设减压阀减压至正常气压当发生灾害时供人用气主运顺槽与辅运顺槽压风管路每隔50m设一个三通阀门压风管出口压力085MPa自救装置压力03～07MPa7供电系统矿井采用双回路供电地面工业场地现有35kV变电所1座一回主供35kV电源引自太一老厂35kV母线段距离275km供电线路为LGJ-185mm2型钢芯铝绞线另一回备用35kV电源引自大井峪35kV变电站35kV母线段距离7km供电线路为LGJ-185mm2型钢芯铝绞线两回电源线路分列运行一回工作一回带电备用当一回路故障时另一回路可保证本矿全部负荷8矿井监测监控系统 XX煤矿属低瓦斯矿井煤尘有爆炸危险性煤层属不易自燃煤层本次开采3407工作面利用现有的KJ90N型矿用安全生产监控系统依据AQ1029-2007《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》对工作面进行各类传感器布置实时监测工作面生产环境一旦发现有瓦斯超限立刻声光报警并切断相关设备电源防止事故的发生采区概况一采区位置根据矿井实际生产状况四采区位于井田的北角详见四采区位置示意图1-2-1二采区资源储量采区设计生产能力及采区服务年限1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》矿井年工作日330d日净提升时间为16h采用四六工作制每日三班生产一班准备2采区设计生产能力矿井生产能力为12Mta其中2号煤层布置一个综采一次采全高工作面生产能力为03Mta3号煤层布置一个综放工作面生产能力为09Mta本次设计3号煤层4采区在4采区布置一个3407工作面生产能力为09Mta3采区资源储量⑴储量计算方法采用地质块段算术平均法计算公式如下QSMd式中Q块段煤炭储量tS块段水平投影面积m2M块段内煤层平均厚度md煤层视密度tm3⑵经济储量 根据《煤泥炭地质勘查规范》储量计算的工业指标确定如下贫瘦煤资源储量最低可采厚度为08m最高可采灰分为40最高硫分为3最低发热量170MJkg3号煤容重14tm33号煤层4采区剩余设计资源储量868万4采区服务年限采区服务年限按下式计算TZkK·A式中T采区服务年限aZk设计可采储量万tA设计采区生产能力万taK储量备用系数取K14四采区服务年限T79314×90≈629a三采区巷道布置及工作面装备情况四采区位于井田的东北角已经布置有四采区运输下山四采区轨道下山四采区回风下山四采区运输巷四采区轨道巷四采区回风巷六条采区巷道其中四采区运输巷沿3号煤层底板布置垂直于四采区运输下山沿3号煤层底板布置布置四采区轨道巷沿3号煤层顶板布置垂直于四采区轨道下山沿3号煤层顶板布置布置四采区回风巷沿2号煤层顶板布置垂直于四采区回风下山沿2号煤层顶板布置布置3407工作面运输顺槽和回风顺槽垂直于四采区运输巷和四采区回风巷均沿3号煤层底板布置运输顺槽主要担负煤炭运输和风顺槽担负任务1-2-1四四采区各系统概况1运输系统四采区运煤系统3407回采工作面运输顺槽DSJ80502× 185型可伸缩带式输送机→四采区运输巷DTL8050125型带式输送机→四采区运输下山DTL80502×125型带式输送机→四采区煤库→胶带大巷DX-800型TD-75SPJ800STG800125型四部带式输送机→主斜井DX-10002×220型带式输送机→地面四采区辅运系统四采区轨道下山二部40kW调度绞车→四采区轨道巷一部25kW调度绞车→3407回风顺槽四部40kW调度绞车→3407工作面2通风系统新鲜风流四采区运输下山四采区轨道下山→四采区运输巷四采区轨道巷→3407工作面运输顺槽→工作面污风流工作面→3407回风顺槽→四采区回风巷→四采区回风下山→回风大巷表1-2-1回采工作面主要采煤机械配备表设备名称设备型号功率kW单位数量备用双滚筒采煤机MWG160375-W375台1前部可弯曲刮板输送机SGZ－6302202×110台1后部可弯曲刮板输送机SGZ－6302202×110台1转载机SGZ-764132T132台1　破碎机PCM132132台1　液压支架ZF30001625架9013过渡液压支架ZFG36001625架4端头支架ZT130001828架1单体液压支柱DZ-25DZ-30根12020π型梁L36m根5010可伸缩胶带输送机DSJ80502×185S2×185台1乳化液泵站MRB-12531590套1喷雾泵站XPB2505530套1注探水钻MYZ-20022台2调度绞车JD-4040台5回柱绞车JH-22185台2水泵WQI 50-80-2222台62注水泵3BZ-SZ45台23排水系统四采区排水系统分两条线路线路一四采区3407工作面为下山开采工作面切眼为工作面最低点在切眼附近敷设6寸钢管自流排至四采区水仓四采区水仓安设两台D155-30×8型多级水泵一用一备并设置双回路电源通过两趟6寸无缝钢管沿着四采区轨道下山排至650水平轨道大巷通过自流进入主水仓线路二通过工作面设置的WQI50-80-22型水泵接力排至650水平轨道大巷通过自流进入主水仓4供电系统根据采区开拓及采掘运设备布置情况612kV1250kVA型矿用隔爆型移动变电站一台KBSGZY－4006069kV400kVA型矿用隔爆型移动变电站一台KBSGZY－8006069kV800kVA型矿用隔爆型移动变电站KBSGZY－1250612kV1250kVA型矿用隔爆型移动变电站提供电源6069kV400kVA型矿用隔爆型移动变电站为工作面顺槽回柱绞车喷雾泵站调度绞车注水泵注水钻水泵和煤电钻等提供660V电源一台KBSGZY－8006069kV800kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面顺槽胶带机调度绞车水泵等提供660V电源低压配电装置利用现有的KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关QJZ型矿用隔爆真空组合开关QJZQBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器第三节地质特征一地层 井田内发育的地层由老至新分别有奥陶系中统上马家沟组峰峰组石炭系中统本溪组上统太原组二叠系下统山西组下石盒子组上统上石盒子组石千峰组上第三系上新统第四系下中上更新统全新统其中石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为主要含煤地层二井田构造井田位于太原西山官地背斜的东翼为一地层走向北西倾向北东倾角8°～12°的缓倾斜单斜构造有局部的波形起伏和短轴褶曲发育井田内断裂较为发育多数为高角度的正断层小断层颇多且以北东走向断裂为主井田内主要断层有马家沟正断层F1走向N30°E倾角70°～85°SE盘下落延伸长度约3000m断距20～75m五坡正断层F3走向N72°～45°E倾向NW倾角85°延伸长度约3000m断距12～42mF18正断层走向N70°E倾向SE倾角70°左右延伸长度约1200m落差6～31m在二水平六采区运输巷及中央大巷中见到F7正断层走向N765°E倾向SE断层带宽3～5m延伸长度约1800m落差6～21m在二水平大巷及五盘区采掘工作面中见到陷落柱在本井田特别发育多为椭圆形或不规则形状根据一水平陷落柱发育情况统计2号煤层中见到183个单个陷落柱轴径8～250m面积80～31780m26号煤层中见到143个单个陷落柱轴径12～460m面积80～43440m28号煤层中见到174个单个陷落柱轴径10～480m面积80～69520m2经初步计算一水平陷落柱面积率岩容率为86～145二水平初步统计陷落柱37个单个陷落柱轴径15～200m最大面积17950m2三煤层一煤层1含煤性本区含煤岩系为山西组太原组所含煤层情况分述如下 山西组含煤7-8层主要煤层二层即2号3号煤2号煤厚平均190m3号煤层厚523m都为稳定煤层全区可采另有1号4号煤及1号煤上部两层煤线下部一层煤线1号煤厚059m仅3个孔达可开采厚度12-V-31-Ⅱ-2314此煤层虽薄但较稳定4号煤层一般分为两层分层厚075m和047m在303304306号孔处变为炭质泥岩较稳定本组煤层总厚876m含煤系数1129太原组亦为主要的含煤地层之一厚7760～6610m平均8250m含煤共８层可采煤层有６号７号８号９号四层煤其层厚且稳定10号煤局部可采较稳定其下有11号煤仅个别点可采本组煤层总厚970m含煤系数为11762可采煤层井田内共发育煤层11层其中２３６７８９号共6层煤为可采煤层详见表1-3-1⑴２号煤层位于山西组中下部与其下部的3号煤层构成井田的上煤组上距K4砂岩约50m顶板为泥岩局部为粉砂岩或炭质泥岩底板为泥岩局部为中砂岩煤层厚度114～243m平均为195m偶含夹矸1层全区可采属稳定煤层⑵３号煤层位于山西组中下部上距2号煤层382m为全区厚度最大煤层顶板为泥岩砂质泥岩有时为细砂岩底板为泥岩粉砂岩及砂质泥岩煤层厚度304～935m平均为502m井田内厚度最大煤层夹1～2层炭质泥岩夹矸表1-3-1可采煤层特征表地层单位编号厚　度夹石层数煤层间距岩石性质 顶板底板山西组２１泥岩局部为粉砂岩泥岩局部为中砂岩３１～２泥岩砂质泥岩有时为细砂岩泥岩粉砂岩及砂质泥岩太原组６１石灰岩泥岩粉砂岩有时为细粒砂岩７０灰岩中细粒砂岩８１石灰岩细粒砂岩或粉砂岩９０细粒砂岩或粉砂岩泥岩砂质泥岩或中细粒砂岩⑶6号煤层为太原组上部煤层与其下部的7号煤层组成井田的中组煤上距离L5灰岩354～1200m平均58m距3号煤层约21m顶板为泥岩炭质泥岩局部顶板为石灰岩底板为泥岩粉砂岩有时为细粒砂岩煤层厚度08～352m平均160m夹一层炭质泥岩全区可采属较稳定煤层⑷7号煤层位于L4灰岩之下上距6号煤层295～1317m平均741m其顶板为沉积稳定的L4灰岩底板为中细粒砂岩有时为泥岩煤层厚度为045～215m平均082m结构简单无夹矸局部可采属不稳定煤层⑸8号煤层位于L1灰岩之下上距7号煤1739～3108m平均2324m与其下9号煤层组成井田的下组煤顶板为沉积稳定的石灰岩底板为细粒砂岩或粉砂岩常有薄层泥岩伪底煤层厚度为229～536m平均377m为主要可采煤层厚度仅次于3号煤层含夹矸0～1层全区可采属稳定煤层在井田东部与9号煤合并 ⑹9号煤层上距8号煤层083～637m平均280m顶板即8号煤层底板底板为泥岩砂质泥岩或中细粒砂岩9号煤层厚度为109～296m平均211m无夹矸简单结构全区可采属稳定煤层与8号煤间距不大且稳定在井田东部与8号煤合并3煤质⑴２号煤层该层煤光泽以暗淡～油脂光泽为主质致密坚硬结构近于均一状块状构造断口多为菱角状粒状宏观煤岩组分以暗煤为主亮煤丝煤次之煤岩类型为暗淡～半暗型煤平均容重135tm3原煤灰分Ad为1325～3320平均2076全硫St·d为029～116平均05磷Pd为0012～0014平均0013发热量Qgr·ad为2796～2990MJKg平均2876MJKg精煤挥发分Vdaf为1194～2621平均1408粘结指数Gr·I为1～16平均7为低中～中灰低～特低硫中磷贫瘦煤和贫煤⑵３号煤层该层煤的物理性质同2号煤平均容重140tm3原煤灰分Ad为1896～3482平均2587全硫St·d为046～156平均073磷Pd为0037～0077平均0055发热量Qgr·ad为2642～2949MJKg平均2786MJKg精煤挥发分Vdaf为1283～1566平均1431粘结指数Gr·I为0～15平均32为中灰为主低硫为主中高磷为主的贫瘦煤和贫煤四井田水文地质井田位于太原西山岩溶水系统的晋祠岩溶水亚系统内的主径流带东侧井田内含水岩组有新生界松散岩类孔隙水含水岩组二叠系碎屑岩类裂隙水含水岩组石炭系碎屑岩类夹层间裂隙含水岩组碳酸盐类岩溶裂隙水含水岩组 松散岩类孔隙水含水岩组为弱富水性与矿坑充水关系极小二叠系碎屑岩类裂隙水含水岩组天然条件下不发生或有较弱的水利联系层状含水的特征明显一般不存在对矿坑充水威胁石炭系含水层虽然分布稳定厚度较大是矿坑充水的主要含水层而岩溶裂隙不发育侧向径流补给条件差富水性弱同时与上下含水层之间一般不发生水力联系决定了煤层围岩的水文地质条件属简单型井田内奥陶系峰峰组含水岩组水位80454～80852m绝大部分地段高于9号煤层底板标高400～840m和2号煤层底板标高480～920m井田内的可采煤层均处于承压开采范围本次设计的3407工作面底板标高在625-500m之间奥陶系峰峰组含水岩组水位高出3407工作面最低标高30852m具有较高的水头压力现对3号煤层3407工作面底板标高最低处进行奥灰突水系数计算计算公式TsPM-CP式中Ts奥灰突水系数MPamP水头压力MPaM有效隔水层厚度mCP采矿对底板隔水层的扰动破坏厚度m3407工作面最低标高为500m奥灰水头高度30852m底板至奥灰顶板有效隔水层厚度127mCP取经验值16m则该处奥灰突水系数为　　　　　　　　　　TS30852127×98×10-3117-1600385MPam 根据《煤矿防水规定》就全国实际资料看突水系数正常块度不大于01MPam底板受构造破坏段突水系数不大于006MPam计算值低于受构造破坏地段奥灰突水系数临界经验值006MPam3407工作面属于奥灰突水安全区一般不会有奥灰突水危险目前矿井生产正常涌水量为300m3h最大涌水量为350m3h五其它开采条件1瓦斯根据2009年2月6日山西省煤炭工业局文件《关于山西省监狱管理局2008年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》XX煤矿的本年度瓦斯鉴定绝对涌出量1672m3min相对涌出量为549m3min本年度二氧化碳绝度涌出量为846m3min相对涌出量278m3min本矿井鉴定结果为低瓦斯煤矿2煤尘及煤的自燃根据2007年６月16日山西省煤炭工业局综合测试中心的检测报告２号煤火焰长度为30mm抑制煤尘爆炸最低岩粉用量60％鉴定结论为有爆炸性其煤的吸氧量为09342cm3g自燃倾向等级为Ⅲ级自燃倾向性为不易自燃3号煤火焰长度为30mm抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65鉴定结论为有爆炸性其煤的吸氧量为10313cm3g自燃倾向等级为Ⅲ级自燃倾向性为不易自燃3顶板冒落3号煤层顶板为泥岩或砂质泥岩有时为细砂岩一般厚1m左右较松软裂隙发育为中等稳定顶板冒放性为Ⅱ类即顶煤冒放性为好放煤层地温地压据区域地质资料及本矿多年的生产资料据区域地质资料及本矿多年的生产资料本井田未出现00385MPam3407工作面属于奥灰突水安全区内根据矿方提供的采空区积水情况统计详见表1-3-31-3-41-3-51-3-61-3-7 从以上表中可以看出2号煤层的积水区主要分布在一水平和二水平的四采区五采区六采区和白家庄矿区合计1149750m33号煤层采空区积水主要分布在一水平二水平的五采区和六采区合计1657500m3对本次设计的3407工作面可能构成威胁的是2号煤层和3号煤层的采空区积水但是其中2号煤层和3号煤层一水平积水于2008年进行过探放至目前为止共放出一水平老空积水350000m3并且距离该工作面较远且中间有实体煤相隔一般不会对3407工作面产生影响2号煤层和3号煤层五采区和六采区积水距离该工作面较远且中间有实体煤相隔一般不会对3407工作面产生影响而3407工作面上覆2409240724052403及3403上分层采空区积水量为38250m3但是2008-2009年本矿井在掘进3407工作面进风顺槽回风顺槽和切眼时采用MK-3型全液压坑钻机分别对上覆采空区进行探放水共探放40000m3现探放孔内均无流水另外回采3405工作面时在工作面最下方埋设了6寸自流管3405采空区积水通过管路直接流到四采区水仓表1-3-32号煤层充水性情况充水地点充水面积m2充水量m3一水平765000459000二水平四采区6375038250二水平五采区450000270000二水平六采区337500202500白家庄煤矿300000180000合计19162501149750表1-3-43号煤层充水性情况充水地点充水面积m2充水量m3一水平765000688500二水平五采区480000600000二水平六采区414000369000合计16590001657500表1-3-5 6号煤层充水性情况充水地点充水面积m2充水量m3一水平16965785816二水平一采区2660013327二水平二采区5670029842二水平六采区169097111597合计422054240582表1-3-68号煤层充水性情况充水地点充水面积m2充水量m3一水平247500162000二水平一采区4625055500二水平二采区5000060000合计343750277500表1-3-79号煤层充水性情况充水地点充水面积m2充水量m3一水平10650063700二水平一采区2330013900二水平二采区9750058500合计227300136100经以上分析采空区积水在正常情况下对3407工作面回采不会造成大的影响但是该回采工作面在掘进过程中特别是在回采初期还应该在工作面两侧顺槽巷道做好防排水工作加强排水能力以免造成水害四采区左翼目前正常涌水量40m3h第四节3407综放工作面基本情况介绍1位置该回采工作面在地面大致位于红沟西梁SW方向的沟谷及坡地标高大概为909-1075m之间井下位于四采区轨道下山左翼底板标高625-500m之间2该回采工作面的范围见下表表1-4-13407回采工作面范围走向倾向m西北起东南至长度m东北起西南至长度m面积m23407工作面设计停采线工作面开切眼140m工作面运输顺槽工作面回风顺槽1000m1400003煤层特征 3号煤层煤种属贫瘦煤该煤层及围岩属于山西组含煤岩段其煤层产状为倾角4°-14°平均8°3号煤层3407工作面有关特征见下表表1-4-23407回采工作面特征表项目单位指标煤层厚度最小-最大平均m415-8060煤层倾角最小-最大平均°4-148煤层硬度普氏硬度2-3煤层层理发育程度较发育煤层容重tm31403号煤层3407工作面煤质特征见下表表1-4-33407回采工作面煤质特征表煤类工业分析全硫St·d发热量MJ／kg水份Mad灰份Ad挥发份VdafQb·d原煤1052587143107327864储量及工作面回采率3407工作面煤层为厚煤层可采储量为1176万t工作面机采高度为22m放顶煤高度38m考虑初采末采顶煤损失端头和顺槽顶煤损失经过计算工作面回采率 第二章工作面布置及采煤方法第一节回采工作面布置一工作面布置方式根据矿井开拓方案和采区布置该回采工作面布置采用倾斜长壁条带式布置二巷道支护形式3407工作面运输回风顺槽及切眼沿煤层底板掘进运输顺槽长1060m工作面长140m工作面为一进两回的U型布置方式工作面后退式开采工作面回采完毕由3409工作面接替在该工作面东部和西南部为四采区运输大巷大巷之间留有20m保护煤柱大巷与停采线之间留有30m保护煤柱顺槽之间留设15m保护煤柱运输顺槽断面为净宽m净高m净断面积m2回风顺槽断面为净宽m净高m净断面积m2均采用锚杆支护锚杆间排距为08×10m局部顶板破碎地段除上述支护形式外还采用锚索加强支护两条顺槽均沿3号煤层底板布置运输顺槽进风同时担负煤炭运输任务回风顺槽回风同时担负辅助运输任务切眼为矩形断面净宽m净高m净断面积m2采用锚杆支护锚索补强断面图见附图断面图册三工作面接替顺序根据矿井开拓布置3号煤共分为6个采区目前仅剩三采区四采区和五采区的部分资源未开采开采顺序为四采区→五采区→三采区其中采区内工作面采用顺序开采即3407回采面→3409回采面→回采工作面采用后退式开采第二节采煤方法一采煤方法放顶煤的适应条件为 顶煤的冒放性好或较好煤层厚度缓倾斜煤层5-10m煤层倾角0-15°煤的硬度普氏系数f值小于3煤层顶板能随采随冒冒落充填高度不小于采放高度煤层底板岩性较硬适宜及时支架顶煤中夹矸单层厚度一般不大于300mm其强度不影响顶煤冒落煤层无煤与瓦斯突出煤的自然发火期不小于3个月该矿3号煤层赋存条件符合上述要求并且该矿井有多年3号煤层放顶煤开采经验所以本矿井可以实现放顶煤开采3407工作面采用倾斜长壁放顶煤采煤法采用前后部刮板输送机运煤顶板管理采用全部垮落法该工作面煤层平均厚60m割煤高度22m放顶煤平均高度为38m采放比为1173采区回采率为7528能达到矿井设计规范规定3号煤层无煤岩和瓦斯二氧化碳突出危险性顶板垮落后充填采空区的高度大于采放煤高度基于以上条件该矿符合《煤矿安全规程》第68条规定可以在3号煤层中进行放顶煤开采二工作面生产能力1工作面割煤高度与放煤高度工作面割煤高度除应满足通风行人的要求外还应考虑设备投入和方顶煤和煤壁的稳定性采高越大煤壁越高越易发生片帮但增大机采高度缩小采放比可以相应号煤层确定工作面采煤机割煤高度为m放顶煤高度即为m采放比为1由于工作面要求实现高产高效采煤机的截深和放煤步距应保证工作面尽可能大的循环产量放煤步距为m36m放煤日循环进度为12×336m采煤工作面年推进度按下式计算年推进度日循环进度×年工作日×循环率36×330×0809504m53407工作面产量及服务年限 割煤日产量QgQgS×h1×Lg×r×Cg式中Qg割煤日产量tS工作面日进度mh1采煤机割煤高度mCg割煤回收率Lg采煤机割煤长度m则Qg36×22×140×140×0951475t②日放煤量QfS×h2×Lf×r×Cf式中Qf日放煤产量th2放顶煤高度mCf顶煤回收率Lf工作面放煤长度Lfm则Qf36×38×140×140×082145t③工作面计算产量工作面正规循环率按0计算则日产量计算为QrK×QgQf0×14752145t3工作面月产量每月工作日按2d计算则工作面月产量为t工作面产量工作面产量为t0938Mta满足工作面09Mta的设计生产能力要求 7工作面可采量Z可吨可采期Z可采Z可月月根据3407综放工作面实际工作条件和生产要求对工作面设备选型在主运顺槽布置胶带机转载机破碎机电气列车拉列电绞车回柱绞车水泵工作面布置液压支架机组前溜后溜回风顺槽布置调度绞车岩石电钻和探水钻等详见表2-3-1表2-3-13407工作面主要机械配备表设备名称设备型号功率kW单位数量备用双滚筒采煤机MWG160375-W375台1前部可弯曲刮板输送机SGZ－6302202×110台1后部可弯曲刮板输送机SGZ－6302202×110台1转载机SGZ-764132T132台1　破碎机PCM132132台1　液压支架ZF30001625架9013过渡液压支架ZFG36001625架4端头支架ZT130001828架1单体液压支柱DZ-25DZ-30根12020π型梁L36m根5010可伸缩胶带输送机DSJ80502×185S2×185台1乳化液泵站MRB-12531590套1喷雾泵站XPB2505530套1注探水钻MYZ-20022台2调度绞车JD-4040台6回柱绞车JH-22185台2水泵WQI50-80-2222台62注水泵3BZ-SZ45台21采煤机⑴采煤机小时生产能力核算Q采＝60×V×M×B×r×η 式中Q采采煤机小时割煤能力th60一小时60分钟V采煤机牵引速度取0mminM割煤高度2mB采煤机截割深度06mr采煤容重14tm3η采煤机的利用系数05则采煤机的小时需要割煤能力Q采＝60×0×22×06×140×05＝th⑵装机功率的确定根据统计资料开采1t煤所需能量为07～08kW·h采煤机理论装机总功率最大应为×08＝kW在实际生产中采煤机的装机功率要比正常割煤时所需的功率要大还要考虑采煤机过地质构造时的破岩能力这样采煤机的装机容量应考虑富裕系数取1因此采煤机的总功率不小于×11＝kW采煤机型号及主要技术参数采煤机其主要参数如下工作面可弯曲刮板输送机的选型应满足三个方面的要求一是运输能力与采煤机生产能力相适应并留有一定的余地Q掘＝12Q采＝12×＝th设计确定可弯曲刮板输送机能力为0th二是刮板输送机的外型尺寸与选用的双滚筒联合采煤机组的滑靴尺寸与牵引链相匹配输送机的宽度为mm 三是刮板输送机长度与工作面长度相一致回采工作面的设计长度为m因此完全能满足工作面年产a的需要顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套为此桥式转载机主要技术参数破碎机选用现有的PCM1型锤式破碎机胶带输送机胶带输送机的能力应与转载机的能力相匹配根据工作面生产能力选用的SJ80502×125S可伸缩胶带输送机SJ80502×125S可伸缩胶带输送机主要技术参数带宽0mm带速ms输送量为500th功率×125kW胶带选阻燃抗静电带综放工作面支架的选型过程中需要考虑以下几个方面煤层地质条件生产技术条件经济条件综放开采支架选型主要考虑以下几个因素支架应有良好的通风行人空间设备投资要尽量节省支架可靠性高支架应具有满足放煤要求的空间综放工作面的支架为此支架能很好的满足号煤层的综放工作面开采因此下面分析计算此支架是否适合号煤层综放工作面支架工作阻力验算目前综放开采支架阻力确定方法主要有以下几种认为大于20～25倍采出厚度的岩层运动对支架无影响考虑附加载荷及冒落矸石阻力的影响来确定支架的工作阻力认为支架工作阻力应考虑三部分即顶煤和直接顶的重量老顶活动的动载荷以及冒落矸石的重量此外还应考虑15～20的安全系数 运用损伤力学研究顶煤的破裂过程认为支架承受上覆岩层的外载等于促使顶煤体在竖直方向变形的压力并给出了定量的计算公式认为综放支架载荷由松脱体压力和老顶回转变形压力所确定在计算老顶回转变形压力时考虑了顶煤沿支架顶梁方向上的刚度变化并给出了积分表达式基于对顶煤自承能力的认识把直接顶包括顶煤分为全穿透型和半穿透型两种类型并分别给出了确定初撑力和额定工作阻力的公式认为直接顶为可变形体同时分析研究了直接顶的变形破坏特征结构力学特征及刚度建立了采场直接顶为似刚性似零刚度和中间型刚度三种条件下采场支架围岩的整体力学模型认为顶煤的承载能力受主控破裂带的产状及力学性质的控制由此建立了控顶区顶煤的块体力学模型提出了控顶区顶煤承载能力的计算公式在此基础上提出了中硬及中硬以下顶煤综放支架外载及工作阻力的计算方法和计算公式对于综放工作面支架工作阻力的确定主要应用以下方法建立在支架工作阻力构成分析基础之上的估算法号煤层支架工作阻力确定的基础条件煤层厚m采煤机平均割煤高度m平均放煤高度m采放比为1⑴估算法确定支架工作阻力这种计算方法的基础是工作面支架工作阻力支撑冒落带顶板岩层和顶煤的重量并平衡基本顶失稳时对支架的动载计算公式为式中－工作面支架所需支护强度基本顶失稳时的动载系数根据综放工作面矿压观测结果一般＝11～18冒落带岩层自重应力为顶板岩层容重取2kNm3M工作面采高220mδ岩石初期碎胀系数125－支架上方顶煤自重应力为顶煤容重取kNm3Md放顶煤厚度38m根据号煤层的现场实际观测取15 当号煤层开采时支架支护强度为支护强度确定后根据配套尺寸支护顶梁长度控顶距计算支架工作阻力公式式中支架工作阻力kN支架的支护强度0Mpa端面距0m顶梁长度m本矿支架顶梁长度m端面距不得大于m支架最小控顶距mm最大控顶距mm架间中心距1m支架宽度本设计按照架间中心距1m代入可以求得⑵通过顶板周期来压步距确定支护强度根据矿方提供的资料回采工作面周期来压步距为12m左右依据此数据设计采用老顶周期来压步距法计算液压支架工作阻力PH-3658M14L236Lm·F式中PH预计液压支架设计工作阻力t架M采高22mL2实测老顶周期来压步距12mLm控顶距39mF支架支护面积39×15585m2则PH-3658×2214×1236×39×585234t架 经换算为22932kN架 因此本矿井3407回采工作面利用矿井现有的ZF30001625型放顶煤液压支架能满足工作面支护要求第三章回采工艺第一节回采工作面的回采工艺一采煤工艺一回采工艺为采煤机采用端头斜切进刀方式双向割煤液压支架及时支护顶板工艺顺序斜切进刀→割三角煤→割煤→伸前探梁→移架→推前部溜→拉后溜→斜切进刀机尾→割三角煤→割煤→伸前探梁→移架→推前部溜→放顶煤→拉后部溜三主要工艺介绍放顶煤初放顶煤进行正常的放顶煤工作正常放煤采煤机每割刀煤放顶煤一次放煤时出现矸石就立即关闭放煤口停止放煤1劳动组织根据国家有关要求矿井采用四六制作业三班生产一班检修2正常情况下应严格按正规循环组织生产如遇工作溜向或向窜动等特殊情况时可适当多拉机头或机尾3根据《煤炭工业矿井设计规范》对井下生产和检修班进行劳动定员详见表3-1-1劳动组织表 根据正规循环作业图表确定循环数为个工种出勤人数合计第一班第二班第三班检修班班长22228采煤机司机333　9移架放煤工666　18工作面溜子司机222　6转载机222　6打炭工1113泵站司机111　3胶带司机222　6机电维修工222　6清煤工222　6端头维护工444416泵站检修工　　　11支架检修工　　　44机组检修工　　　22电气检修工　　　44三机检修工　　　44注油工　　　22合计272727231042各转载地点喷雾放煤支架放煤结束后应立即关闭水雾降低原煤水分3生产单位所用的支护用品包括联网丝铁丝网木墩楔子等能复用的一律回收使用不能使用的集中处理用矿车将其运出地面处理严禁混入煤流系统中4检修剩下的各种配件器材杂物一律回收集中处理不得混入煤流系统中5施工中用的爆炸器材如雷管炸药胶线等必须按规定严格管理严禁混入煤流中6生产过程中用过的其它废物如破胶带绳皮油桶等一律回收上井不得混入煤流中7混入煤流系统中随刮板输送机或带式输送机带出的大块矸石废物废料由各部输送机带式输送机司机负责及时停机拣出并集中处理严格执行煤质管理责任制8煤仓周围要设置固定可靠的栅栏以防止工作人员及其它物品落入煤仓中混入煤流系统中9在排除巷道积水时严禁将积水排入带式输送机或刮板输送机的煤流中否则会增加煤中的含水量2提高采出率措施 1适当加大工作面几何尺寸放顶煤工作面初采收尾采端头损失等是工作面损失的主要部位根据工作面地质条件设备配备及开采技术水平适当加大工作面的几何尺寸相对减少丢煤提高回采工作面煤炭采出率本放顶煤回采工作面长140m推进长度1000m2应采取措施尽量缩短初始放煤距离同样终采停止放煤距工作面停采线的距离不宜大于15m并根据情况缩短终采停止放煤距离本矿初次放煤为8m距停采线15m停止放煤3放煤步距应根据煤层厚度冒放性支架放煤功能确定当煤层较厚采放比较大时放煤步距应适当加大否则宜采用小步距放煤本放顶煤回采工作面放顶煤高度38m放顶步距12m4本放顶煤回采工作面端头各有两架不放煤5合理选择工作面巷道布置减少煤柱尺寸本放顶煤回采工作面区段煤柱15m6合理选择回采工作面推进方向提高放顶煤工作面回采率在条件允许经济合理的情况下宜首先考虑走向开采第二节工作面顶煤冒放性及回采率一顶煤冒放性分析及放煤方式确定1开采深度的影响当开采深度＜100m时顶煤冒放性差当开采深度＞300m时开采深度对顶煤的冒放性影响程度减弱总的趋势是顶煤冒放性随开采深度增加而加强开采深度＞300m时顶煤是易于冒落的本矿3407工作面根据钻孔测得埋深400m左右因此从开采深度看顶煤易于冒落2煤层厚度和煤的硬度的影响 一般来说过厚的顶煤其上部难以达到充分松动国内外放顶煤工作面的实测资料和有关科研院所试验结果都证明顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱同时证明放顶煤开采的最大临界煤层厚度为125～150m根据国内对放顶煤开采工作面的实测统计研究成果表明煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素软煤层为柱状冒落椭球体放出顶煤垮落角88°放出率839中硬煤层为半圆拱式冒落椭柱体放出顶煤垮落角67°放出率731硬煤层为拱桥式冒落抛物体放出顶煤垮落角55°放出率仅为134按照顶煤的强度与破坏关系的理论计算一般情况下当煤的强度值Rc＞20MPa时顶煤的破坏程度降低其冒落性渐差本矿井3号煤层3407工作面平均厚度600m据地质报告叙述3号煤为贫瘦煤或贫煤煤层大都具有条带结构黑色块状和粉状光亮型煤居多玻璃光泽参差断口或阶梯状断口硬度大脆度小因此从煤层厚度和煤的硬度看顶煤冒放性较好3顶煤节理裂隙对冒放性的影响顶煤节理裂隙发育程度直接影响到顶煤的冒放性节理裂隙发育的煤层顶煤在支承压力的作用下易于破碎节理裂隙越发育顶煤的冒放性就越好就越易于放出本井田3号煤层从已揭露的巷道看内生节理和外生节理较发育因此从顶煤节理裂隙发育程度看顶煤冒放性较好4煤层夹矸对顶煤冒放性的影响 如果煤层中特别是顶煤中存在厚而坚硬的夹矸将会严重影响顶煤的冒放性一方面夹矸在顶煤中形成骨架使顶煤不易垮落另一方面即使顶煤垮落夹矸形成大块影响顶煤冒放过程中的流动性易堵口使顶煤无法放出因此夹矸的存在特别是厚而坚硬的夹矸对放顶煤开采很不利本井田3号煤层层位稳定含1-2层炭质泥岩厚度015-03m结构简单就现场观察顶煤的冒放性好5顶板对顶煤冒放性的影响影响煤层冒放性的煤层顶板包括直接顶和老顶两部分直接顶对顶煤压裂无直接影响但直接顶能够随采随冒能充满采空区以防老顶冲击来压并促使顶煤放出因此直接顶具有一定的厚度是放顶煤开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件否则不利于顶煤的回收无论从矿压角度还是从顶煤采出率考虑直接顶的最小厚度应能够充满采出煤后形成的空间另外根据国内一些矿井的生产实践经验在放顶煤开采过程中有一部分老顶随直接顶一起冒落而充满采出煤后形成的空间3号煤层顶板为泥岩或砂质泥岩一般厚1m左右较松软裂隙发育为中等稳定顶板随采随冒落3号煤老顶初次来压10-15m老顶初次来压步距不明显周期来压为12m3号煤层顶板易冒落因此从煤层直接顶厚度看对顶煤的冒放性较好综上分析设计认为本井田3号煤层顶煤冒放性较好适合采用放顶煤开采当然影响顶煤冒放性的因素还有很多如支架的选型采放比的确定等二放煤方式工作面放煤方式有单轮顺序放煤多轮顺序放煤和单轮间隔放煤以及多轮间隔放煤方式鉴于矿井使用单轮顺序放煤法经验成熟本次设计采用单轮顺序放煤方式三工作面采放比 根据3407综放工作面煤层的赋存条件和矿井综合技术管理水平以及现有设备的状态确定放顶煤开采时机采高度为22m放煤厚度为38m采放比为1173符合《煤矿安全规程》第68条采放比不大于13的规定四工作面大块煤和矸石的处理清煤作业时必须面向机尾随时注意刮板输送机上拉过来的大块炭杂物及煤壁片帮情况以防伤人清理刮板输送机前浮煤时要密切注意支架的工作状态和落山情况作业后及时撤离工作地点不得在架间架后逗留或休息回采过程遇有大块炭矸时要用大锤打破放煤结束后要将放煤口及时关闭防止冒落的矸石涌入工作空间严禁采用炸药爆破方法处理卡在放煤口的大块煤和矸石发生大块煤炭和矸石卡住放煤口时首先要用液压支架插板进行破碎如果不行必须停止输送机运行在液压支架掩护下人工用大锤破碎回采工作面顶煤损失按其在采空区空间上的分布可分为1端头损失NdNd2×γ×s0×[B15×n1h1-h122tgβ]式中s0工作面倾向长度取1000mγ煤的容重取14tm3B工作面上下顺槽平均宽度取40mh1顶煤厚度取38mβ垮落顶煤放落角β70on1工作面端头不放煤的支架数共取4架带入数值得Nd99042t2架间损失Nj架间的脊背损失按下式计算Nj0687s0n-1d2γ式中s0工作面倾向长度取2000m γ煤的容重取14tm3n1工作面放顶煤的支架数共取133架d支架放煤口连缘间距d0带入数值得Nj0t3初采损失NC初采损失NCS1×L×h1×γS2-S1Km×E×L×γ式中S1顶煤初次垮落步距取8mS2直接顶初次垮落步距取15mL工作面长度取140mγ煤的容重取14tm3Km煤体碎胀系数取12mE在采空区丢失煤层的高度取05mh1顶煤厚度取38m带入数值得Nj67816t4末采损失Nm末采损失NmS3×L×h1×γ式中S3顶煤停止放煤距离取15mL工作面长度取140mγ煤的容重取14tm3h1顶煤厚度取38m带入数值得Nm11172t5其它损失Nq 其它损失包括放煤步距不合理损失和放煤工艺损失约占工业储量的15左右Nq176400t6总损失NNNdNjNCNmNq9904206781611172176400293395t7工作面回采率Hg3407工作面倾向长度1000m走向长度140m该工作面3号煤层平均厚度为60m则可采煤量为1176000kt总损失率为2495则顶煤回收率H顶煤为H顶煤1-η顶煤1-24957505若割煤部分回采率为95则整个综放工作面回采率为H38×750522×95×10060≈8248采区回采率Hc4采区剩余采区工业储量868万t可采储量793万tHc793×824％×1007528满足要求表4-1-1 经济技术指标表序号项目单位指标备注1工作面长度m140　2倾向长度m1000　3机采高度m22　4放煤高度m385煤层倾角度8　6煤层容重tm3140　7工作面回采率824　8截深m06　9循环产量T96533　10循环进度m循环12　11日循环数个3　12日产量t日2896　13工作面日推进度m日36　14工作面月推进度m月972　15工作面月产量t月78192　16回采工效率t工278　17可采储量万t1176　18可采期月167　19原煤煤质灰份2433　20原煤煤质水份105　21截齿消耗个万822乳化液消耗kg万20023油脂kg万15024出勤人数人104　25出勤率92　第四章工作面供配电监测监控及通信系统一工作面供配电系统1概述根据采区开拓及采掘运设备布置情况612kV1250kVA型矿用隔爆型移动变电站一台KBSGZY－4006069kV400kVA型矿用隔爆型移动变电站一台KBSGZY－8006069kV800kVA型矿用隔爆型移动变电站KBSGZY－1250612kV1250kVA型矿用隔爆型移动变电站提供电源6069kV400kVA型矿用隔爆型移动变电站为工作面顺槽回柱绞车喷雾泵站调度绞车注水泵注水钻水泵和煤电钻等提供660V电源一台KBSGZY－8006069kV800kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面顺槽胶带机调度绞车水泵等提供660V电源低压配电装置利用现有的KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关QJZ型矿用隔爆真空组合开关QJZQBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器2负荷统计用电设备总台数台用电设备工作台数台用电设备总容量kW用电设备工作容量kW最大负荷有功功率kW最大负荷无功功率kVar负荷统计详见表-13短路电流计算 本次设计按照地面变电站kV母线短路容量为MVA进行最大运行方式下的短路计算短路基准容量取0MVA短路计算系统图见图-1短路计算结果见表-2表四采区绕道配电室6kV母线d10848709984699476311783510561运输顺槽1移动变电站6kV母线d20957218>032965087101165969828工作面23移动变电站6kV侧d311525109557656290147018705工作面1移动变电站069kV侧d42411789516902688382301613629工作面2移动变电站12kV侧d529038595897258150861850810960工作面3移动变电站069kV侧d6290381075897509897319148113344电缆选型根据《煤矿安全规程》规定电缆选用经检验合格的并取得煤矿矿用产品安全标志的铜芯阻燃电缆非固定的高低压电缆均选用符合MT818标准的橡套软电缆均采用铜芯电缆根据工作面进风巷和回风巷的负荷统计结果及供配电电压等级确定由引至矿用隔爆型移动变电站的电源电缆选用MYPTJ10型煤矿用金属屏蔽监视型软电缆0V用电设备的电源电缆选用MYP114型煤矿用移动屏蔽橡套软电缆660V用电设备的电源电缆选用MYP066型煤矿用移动屏蔽橡套软电缆1高压动力电缆的截面选择选择原则为①按照电缆的最大允许持续载流量选择电缆截面②在最大运行方式下用电缆首端发生三相短路电流时的热稳定校验电缆截 面③校验最大负荷时电缆末端的电压损失根据d1点的短路电流计算结果确定由馈出电缆的最小截面为mm2高压电缆选择结果见表-32低压干线电缆的截面选择选择原则为①按照电缆的最大允许持续载流量选择电缆截面②正常运行时电动机端电压允许偏移额定电压的±5个别特别远的电动机允许偏移-8～10③对距离最远容量最大的电动机应校验电动机机端的起动电压电动机起动时的端电压不应低于额定电压的75④所选电缆截面必须与其保护装置相配合电缆末端的最小两相短路电流应大于其馈电开关整定电流值的12倍⑤在最大运行方式下用电缆首端发生三相短路电流时的热稳定校验电缆截面根据工作面1移动变电站kV侧d点的短路电流计算结果确定工作面1移动变电站kV侧干线电缆的最小截面为mm2根据工作面2移动变电站kV侧d点的短路电流计算结果确定工作面2移动变电站kV侧干线电缆的最小截面为mm2根据工作面移动变电站kV侧d点的短路电流计算结果确定工作面2移动变电站kV侧干线电缆的最小截面为mm2经计算所有电动机端的起动电压均可以满足要求低压干线电缆选择结果见表-4 3低压支线电缆的截面选择由660V矿用隔爆型真空开关和矿用隔爆型磁力起动器引至各用电设备的支线电缆均按相应电缆的最大允许持续载流量选择截面并校验线路末端的电压损失低压支线电缆的型号截面及长度见工作面配电系统图经计算均可以满足要求在工作面6069kV800kVA型矿用隔爆型移动变电站一台KBSGZY－4006069kV400kVA型矿用隔爆型移动变电站和一台KBSGZY－1250612kV1250kVA型矿用隔爆型移动变电站矿用隔爆开关井下高低压配电装置的选型均满足煤矿安全规程关于井下电气设备的选用规定井下高低压配电装置具有产品合格证和煤矿矿用产品安全标志16kV高压配电装置选型及整定向工作面各移动变电站馈电的高压配电装置选用BGP-3006型矿用隔爆型高压真空配电装置高压配电装置的额定电流和额定电压按照用电负荷的工作电流和额定电压选择并校验高压配电装置短路开断容量高压配电装置过载保护动作电流的整定值按照躲过最大负荷电流确定短路保护动作电流的整定值按照躲过最大一台电动机的起动电流和其余设备的正常工作电流之和确定并按照高压线路末端最小两相短路电流校验可靠动作系数不小于15高压配电装置的选择及整定结果见表2移动变电站选型及整定在进风巷内设台移动变电站以660V向工作面进风巷和回风巷内的用电设备供电移动变电站选用KBSGZY型矿用隔爆型移动变电站变压器中性点不接地 矿用隔爆型移动变电站低压侧过载保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大负荷电流确定短路保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大一台电动机的起动电流和其余设备的正常工作电流之和确定并按照低压线路末端最小两相短路电流校验可靠动作系数不小于12移动变电站干式变压器的选择及整定结果见表31140V660V低压配电装置选型及整定660V侧馈电开关选用KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关660V侧用电设备选用型矿用隔爆型真空QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器供电660V侧KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关的额定电流和额定电压按照用电负荷的工作电流和额定电压选择并校验其短路开断容量660V侧型矿用隔爆型真空磁力起动器QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器的额定电流和额定电压按照用电设备的工作电流和额定电压选择低压配电装置过载保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大负荷电流确定短路保护动作电流的整定值按照躲过低压侧最大一台电动机的起动电流和其余设备的正常工作电流之和确定并按照低压线路末端最小两相短路电流校验可靠动作系数不小于12低压的选择及整定结果见表的选择及整定结果见表-8向工作面各移动变电站馈电的6kV高压配电装置选用BGP-3006型矿用隔爆型高压真空配电装置660V侧馈电开关选用KBZ型矿用隔爆型真空馈电开关660V侧用电设备选用型矿用隔爆型真空磁力起动器QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器供电所有开关均具备闭锁装置能可靠的防止擅自送电和擅自开盖操作移动变电站均选用KBSGZY型矿用隔爆型移动变电站变压器中性点不接地 工作面配电网路均设有过流短路保护装置工作面动力变压器高压电机的高压控制设备均设有短路过负荷接地和欠压释放保护变电所6kV出线回路均装设有选择性的单相接地保护装置由变电所为工作面移动变电站馈电的高压开关装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置和作用于信号的电缆绝缘监视保护装置低压馈出回路均装设有检漏保护装置或带选择性漏电保护的装置能自动切断漏电的馈电线路由移动变电站引出的低压馈出回路均装设短路过负荷和漏电保护装置低压电动机的控制设备均设有短路过负荷单相断线漏电闭锁保护及远程控制装置煤电钻的矿用隔爆型电钻综合保护装置设有检漏漏电闭锁短路过负荷断相远距离起动和停止煤电钻的功能工作面进风巷胶带机电控装置选用一套可编程胶带电控成套装置该系统具有胶带机跑偏纵撕超温打滑速度保护烟雾堆煤电机故障等保护功能并具有自动洒水故障报警和联网集控等功能井下主排水泵房水仓内设主接地极和工作面各高低压配电点移动变电站及动力电缆的金属连接装置处均设局部接地极局部接地极应设在巷道排水沟积水坑内或其他就近的潮湿处所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均可靠连接并同主接地极相连形成井下总接地网接地网上任一点的接地电阻均不应超过2Ω每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1Ω电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的的电气设备的金属外壳金属构架铠装电缆的钢带或钢丝铅皮及屏蔽护套等均设有保护接地设在水沟内局部接地极采用面积不小于06m2厚度不小于3mm的耐腐蚀性钢板设在其他地点的局部接地极采用直径不小于35mm长度不小于15m的镀锌钢管管上至少钻20个直径不小于5mm的透孔垂直全部埋入底板接地主母线线采用采用截面不小于50mm2的铜母线或40× 4mm的镀锌扁钢电气设备的外壳与接地主母线或局部接地极的连接电缆连接装置两头的铠装铅皮的连接均采用截面不小于25mm2的铜线或25×4mm的镀锌扁钢为防止地面雷电波侵入井下由地面直接入井的金属轨道胶带机机架及各种露天架空引入出的金属管路等在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地依据AQ1029-2007《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》对工作面进行各类传感器布置实时监测工作面生产环境一旦发现有瓦斯超限立刻声光报警并切断相关设备电源防止事故的发生1分站该矿在井下回采工作面设有一台KJ90N-F型分站分站具有风电瓦斯电闭锁功能对工作面瓦斯一氧化碳工作面温度进行监测当瓦斯一氧化碳工作面温度超限时报警并切断相应范围内的设备电源2传感器设置表4-1-9各类传感器装备数量表序号符号名称单位数量备用数量1CH4瓦斯传感器台42CO一氧化碳传感器台23T温度传感器台14V风速传感器台15FM风门传感器台46KT设备开停传感器台17KD馈电传感器台38YW烟雾传感器台1合计台17在回采工作面设瓦斯传感器个CO传感器个温度传感器个馈电状态传感器个断电仪个当工作面回风巷一氧化碳浓度≥00024时报警当采煤工作面温度≥30℃时报警 为及时监测回采工作面环境参数变化情况回采工作面的瓦斯传感器设置在距工作面10m处回风顺槽的传感器设置在距回风顺槽口15m处均距顶板不得大于300mm距巷壁不得小于200mm当工作面瓦斯浓度达到以下数值时分别进行报警断电复电≥10CH4报警≥1CH4断电＜10CH4复电断电范围工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备当工作面瓦斯浓度达到以下数值时分别进行报警断电复电≥10CH4报警≥1CH4断电＜10CH4复电断电范围工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备当采煤工作面回风巷内瓦斯浓度达到以下数值时分别进行报警断电复电≥10CH4报警≥10CH4断电＜10CH4复电断电范围工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备第章第一节顶板管理一煤层顶底板岩性工作面顶板的冒落性分析3号煤层顶板为泥岩或砂质泥岩一般厚1m左右较松软裂隙发育为中等稳定顶板随采随冒落3号煤直接顶初次来压步距为10-15m周老顶初次来压步距不明显周期来压为12m3号煤层顶板易冒落因此从煤层直接顶厚度看对顶煤的冒放性较好根据该矿目前开采现状工作面直接顶随采随落老顶在放顶煤后也会自行垮落直接顶垮落步距在10-15m工作面回采顶煤垮落后一般不会及时充满采空区但是随着工作面的推进老顶随之垮落使冒落的矸石充满采空区二顶板初期及周期来压 根据矿方已采工作面资料回采工作面直接顶初次跨落步距为10-15m老顶初次来压步距不明显周期来压为12m三强制放顶工艺和设备选型根据矿方已采工作面资料回采工作面顶板随采随落不存在强制放顶情况四工作面支护工作面端头支护顺槽超前支护1中间液压支架1中间液压支架8煤层采高8倍的岩柱S支架支护的顶板面积15×39030＝63m2γ顶板岩石视密度24-26tm3取25tm3M煤层采高22mα煤层倾角16°取3°经计算支架承受的最大荷载P＝2713kN3407工作面采用ZF30001625型支架额定工作阻力为3000KN液压支架的额定工作阻力大于2713KN②依据支护强度计算号煤层m顶板为泥岩P325M021×10-3式中P支护强度MaM煤层全厚取m则P×com×10-3≈050MPa 经计算支架承受的最大荷载P＝2713kN支护强度为050MPa3407工作面采用ZF30001625型支架额定工作阻力为3000kN支护强度为050-059MPa液压支架的额定工作阻力大于2713kN额定支护强度也大于计算值050MPa因此本矿井3407回采工作面选用ZF30001625型放顶煤液压支架满足工作面支护要求工作面共装个压力监测分站每个分站并监测相邻两支架的压力情况其余支架分别安装机械式压力表矿压记录人员负责压力表的检查记录和动态分析发现矿压显现异常及时向生产科和队部汇报并协助采取相应处理措施顶板离层仪的监测由预备队顶板离层仪观察人员负责观察周期为每周观测一次超前支护单体柱工作阻力由连队专职人员使用便携式单体柱初撑力检测仪进行检测确保超前支护的质量YTL-130个614液压支架下缩自动仪YSZ-1个62工作面过陷落柱断层及构造应采取的措施1组织管理①成立以区长为组长技术员为副组长各班跟班队长班组长验收员为成员的过断层领导小组要求领导小组成员班班跟班现场加强现场安全管理技术管理和煤质管理工作②坚持正规循环作业合理安排各工序平行交叉作业充分利用工作时间和空间各生产班要密切配合互创有利条件保证措施落实到位③合理组织调配人员确保打眼爆破人员足够加强日常管理保证凿岩器械爆破器材充足完好④所有工作人员要严格按照以下措施要求进行施工牢固树立安全第一预防为主综合防治的思想意识坚持做到不安全不生产2安全技术措施① 工作面过断层陷落柱期间现场备足过断层陷落柱的物资材料如金属网方木小料炸药雷管等在工作面敷设２路供风管路供风钻打眼在运输巷形成1路压风管路供风镐破矸②工作面现场必须备足大板半圆木小料金属网等材料以备支护顶板用③严格组织正规循环作业班班做好一班三汇报工作过断层期间加强工作面工程质量管理班班确保工作面断层陷落柱处面溜顺直顺平④加强工作面液压系统检修做到不漏不窜泵站压力达到30MPa实行包机制加大设备检修力度确保设备完好率达到100保证生产正常需要⑤加强工作面的顶板管理确保工作面支护状态良好液压支架不挤不咬不歪相邻支架高低差不得超过支架侧护板的23端头支护必须严格按规程规定施工⑥工作面若出现空帮空顶现象或端面距大于340mm必须及时拉好超前架并接实顶若移超前架后仍不符合要求必须在每架上卧穿两块走向大板大板间距075m接实顶挤实帮并在大板下使用单体支柱支设好临时贴帮柱拴好防倒绳柱距075m初撑力不得低于115MPa严禁出现空顶空帮⑦正常情况下人员不准进入煤壁和机道内作业若需要进入煤壁或机道内作业时工作面采煤机刮板输送机等设备开关必须停电闭锁并挂好停电牌设专人看管严格执行好谁停电谁送电制度⑧工作中要严格执行敲帮问顶制度人员站在有效安全支护范围内用长度不低于12m的金属长把工具敲掉顶帮的危矸悬矸工作中确保人员始终在有效安全支护范围内作业严禁空顶作业否则不准进入煤帮和机道作业⑨煤壁或机道有人作业时工作地点上下10架范围内严禁任何人员动作支架以防发生意外⑩ 在漏顶进行装顶工作时现场必须安排一名班组长具体负责协调指挥工作工作人员施工时动作口号协调一致其它无关人员严禁逗留并安排专人观察顶板如出现异常情况及时预警撤人装顶处造人工假顶的木料要横穿竖插均匀各有支点假顶的木垛成字形垛垛连锁接顶严密肩窝结实严禁出现空顶空帮现象装顶后支架高度为23～25m支架必须保证有200mm的活柱伸缩若需要更改支柱时必须严格执行先支后改制度确保人员在安全的条件下作业严禁空顶作业工作面过断层陷落柱期间一定要顺好顶底板严禁出现陡坡急弯以确保工作面刮板运输机液压支架采煤机等设备运行状态良好采煤机司机要根据煤层厚度和现场实际情况掌握好采煤机的挑顶飘刀卧底量严禁使用摘掉支架联接头的方法挑顶以免机道端面距超过规定诱发顶板事故严禁硬割岩层厚度大于04m以上及大块矸石控制好采煤机在断层陷落柱区域的割煤速度禁止在采煤机滚筒缺少截齿情况下割煤随断层陷落柱向工作面内延伸断层陷落柱过后工作面煤层正常区域面溜尽快放平沿煤层底板开采采煤机滚筒卧底量跟不上煤层底板时采用人工卧底方法沿煤层开采如人工卧底后仍有面溜上飘幅度可采用单体支柱配合下压移溜保证下卧幅度单体支柱配合下压移溜时支柱必须拴好安全绳支柱带压后人工远方操作推移面溜严禁使用边升单体柱边推面溜的方法移溜以免损坏单体支柱和面溜溜槽重点考虑安全工作面刮板输送机司机发现有大块矸石要及时停机破碎矸石并将矸石掀入采空区内严禁大块矸石进入煤流系统工作面通过断层面后沿断层的上盘或下盘底板正常推进十处理漏顶冒顶措施 1当采面出现冒顶漏顶事故时采面所有作业人员必须严格执行敲帮问顶制度处理前必须提前打好临时支护并由班长以上领导亲自监护下进行2当工作面掉顶不大时可以采用超前带压擦顶移架的办法来及时控制掉顶范围的扩大3当出现冒顶范围较大冒高较高时首先要在冒顶区前后的边缘用支架前梁挑起一根木梁挑住顶板然后靠煤壁挖出腿窝给好棚腿再逐架向冒顶区内架设挑梁最后在冒顶区处用木垛封顶接实顶板4如果冒顶区内出现严重片帮时要及时在冒顶区由外向里打好贴帮柱5处理冒顶时所有作业人员必须严格执行敲帮问顶制度及时处理帮顶的活岩危煤只有在确认安全无任何安全隐患的前提下方可进行作业作业时班长以上领导必须现场监护6当出现冒顶范围很大冒高较高时可采用撞楔法处理冒顶区7处理冒顶区的总体方针是严格执行由外向内逐架进行的原则十一预防空洞空顶等冒落造成冒顶的安全技术措施1在回采过程中顶板出现空顶时必须及时采取封顶措施进行封顶处理或打设贴帮柱措施进行处理作业时刮板输送机采煤机必须停电闭锁并设专人监护煤壁和顶板情况2工作面和超前支护保证支护质量两巷超前支护必须接顶严密严禁空顶单体支护必须安全可靠空顶处必须用木板或半圆木封实3空顶处移架时必须事先向所有人员示警所移支架周围不准有其他人员逗留或作业4对空顶地点必须采取带压擦顶移架法移架 5在有空顶处的支架必须及时打开护帮板以防止煤壁片帮十二工作面防片帮措施1支架工必须使用好护帮板及时护帮2严格控制采煤机与移架操作的距离不得超过15m必要时采煤机停机等待3对煤层顶底板压力大有片帮危险地段工人作业时必须将煤壁处理好后确认无危险的情况下方准作业处理下的片帮煤要及时清理干净4工作面所有人员注意力必须集中随时观察工作面煤壁情况发现问题及时妥善处理加强对片帮煤的安全防范意识5需要进入煤壁侧作业时必须停止采煤机刮板输送机并闭锁必要时打好贴帮柱并设专人监护工作地点及附近的安全情况6所有人员必须系好帽带采煤机司机要带好防护面罩十三其它安全措施l严禁在工作面上下隅角爆破落煤和在工作面内采用炸药爆破处理顶煤顶板当工作面或工作面上下隅角的顶煤顶板不易冒落时应通过反复几次升降液压支架促使顶煤破碎冒落2严禁用爆破方法处理卡在放煤口的大块煤炭和矸石发生大块煤炭和矸石卡住放煤口时首先要用液压支架插板进行破碎如果不行必须停止输送机运行在液压支架掩护下人工用大锤破碎3放煤时上下各组支架后面严禁有人进入4放煤时放煤量必须掌握均匀防止过载压输送机防止运输过程中绊坏尾梁千斤顶及管路 5放煤前要首先检查有关液压系统管路是否正常确认无问题后方可进行放煤作业6采放平行作业时煤机后滚筒与放煤架间距不少于15m放煤与移架距离不少于15m7回摆尾梁时必须收回插板放煤结束必须升起尾梁伸出插板各操作手柄归零位8拉后输送机时架后不得有大煤堆大煤块大矸石块一回采工作面通风方式及合理性分析3407回采工作面采用U型通风方式风量m3min在此风量下工作面上隅角瓦斯浓度基本在0以下工作面风速适宜排尘效果良好此时工作面风速为ms3407回采工作面产量按90万ta计算工作面瓦斯涌出量为q瓦采＝m3min三工作面供风量风速计算及和理性分析13407综放工作面风量计算1按瓦斯涌出量计算Q采＝100×q瓦采×K采通＝100××161664m3min取1700m3min2按工作面气象条件计算Q采Q基本×K采高×K采面长×K温m3min式中Q采回采工作面实际需要风量m3minQ基本不同采煤方式工作面所需要的基本风量m3minQ基本60×工作面控顶距×工作面实际采高×70×适宜风速不小于1ms取15K采高回采工作面采高调整系数采高2m及放顶煤工作面取1 K采面长回采工作面长度调整系数工作面长度m为1取1K温回采工作面温度调整系数≤20℃为1取1所以Q采60××22×70×15×11×10×15946m3min按工作面同时工作最多人数计算Q采＝4×N4×160m3min4风速校核15S采≤Q采≤240S采15×858≤1700≤240×8581287≤1700≤20592经校核回采工作面风速符合《规程》规定根据上述计算工作面配风量最大为1700m3min2风速合理性分析回采工作面通风断面104m2运输顺槽巷道断面96m2回风顺槽断面96m2回采工作面需风量1700m3min回采工作面风速272ms运输顺槽巷道风速295ms回风顺槽风速295ms《煤矿安全规程》规定采煤工作面风速025-4ms运输机巷采区进回风巷025-6ms工作面风速符合规定工作面通风系统图详见图5-2-14通风线路新鲜风流通风队每十天进行一次工作面风量测定以保证通风系统的稳定特殊情况由通风队安排随时进行测风6通风管理 ①严格执行回采工作面以风定产的原则严禁突击生产超通风能力生产②加强通风设施管理运料措施巷两组风门由工具房看护人员兼职负责看护严禁同时打开两道风门防止风流短路现象③加强两巷维护保证安全出口及两巷所有范围内巷道断面满足行人运料通风要求5工作面瓦斯检查地点采煤工作面瓦斯检查地点为距工作面0m处工作面流工作面回风隅角矿井需定期在采空区Ｕ形漏风带构筑隔漏风墙以保证采空区内漏风量及漏风范围跳跃式骤减有效杜绝采空区瓦斯爆炸灾害1保证工作面通风设施完好每天指派专人维修风门确保通风系统稳定2在回采工作面隅角钉风障通过减小采空区漏风量引导风流流过隅角冲洗瓦斯巷道顶板附近瓦斯层状积聚增加顶板附近的风速可采用导风法铁风筒消除积聚的方法矿井采用抽出式通风方式此方式使井下风流处于负压状态当主扇因故停止运转时井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量对安全十分有利漏风量小通风管理简单是国内外矿井最常用的一种方式井下所有通风巷道中的风流速度均满足《规程》第101条的规定主要巷道和井下机电硐室均采用不燃性材料支护矿井3407回采工作面采用独立通风其进风和回风均不经过采空区或冒顶区符合《规程》第114116条的规定加强安全培训提高职工素质及责任心加大安全方面投入严格按有关规定及设计设置通风设施购置通风设备 通风设备及设施应建立完善的检查制度及时维修使设备及设施始终处于良好运行状态经常检查各用风地点的风量及时调整调节风窗面积使各用风地点风量不低于设计风量风速符合《煤矿安全规程》规定主扇风机及电机均应处于良好状态反风设施应根据《煤矿安全规程》要求进行定期检查测试六停风后的应急措施1工作面若发现停风必须立即停止作业电气工及时将开关断电闭锁跟班电工及时向矿调度队值班室汇报并将所有人员集中清点无误后沿矿调度室指定路线撤退2恢复送风后先由瓦检员对工作面各瓦斯检查点进行一次全面检查在机尾上隅角瓦斯浓度不超过10％回风巷瓦斯浓度在10％以下其他地点无瓦斯积聚的情况下方可允许作业人员进入工作地点和开机3当瓦斯浓度超过规定值时不得开机作业七放顶煤工作面的通风监测监控本矿井现有一套KJ90N型矿井安全生产监控系统对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态进行实时数据采集传输显示记录使有关人员能够及时准确全面地了解井下生产环境状况达到对各类灾害的早期预测一旦发现有瓦斯超限立刻进行声光报警并进行风电瓦斯闭锁防止事故的发生1该矿在井下回采工作面设有分站两处具有风电瓦斯电闭锁功能对工作面瓦斯一氧化碳工作面温度进行监测当瓦斯一氧化碳工作面温度超限时报警并切断相应范围内的设备电源 2风速传感器设置在回采工作面回风顺槽距回风口15m处安设一个风速传感器传感器位于巷道前后15m内无分支风流无拐弯无障碍断面无变化能准确计算风量的地点当风速低于或超过《煤矿安全规程》的规定值时应发出声光报警信号八工作面回风巷的通风管理3407回采工作面为上行通风回风巷为轨道巷为加强回风巷管理防止出现事故一方面要求瓦检员严格检查瓦斯另一方面严格按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》AQ1029-2007要求在工作面设置了甲烷传感器胶带机尾设置了一氧化碳和烟雾传感器距回风巷口10m设置了甲烷温度一氧化碳风速传感器另外还在下隅角增设了甲烷和一氧化碳传感器第三节瓦斯防治据山西省煤炭工业局文件晋煤安发200984号文《关于山西省监狱管理局2008年度矿井瓦斯等级和和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》XX煤矿的本年度瓦斯鉴定绝对涌出量1672m3min相对涌出量为549m3t本年度二氧化碳绝度涌出量为846m3min相对涌出量278m3t瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井一工作面瓦斯来源分析根据工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯另一部分来源于采空区丢煤解吸的瓦斯和围岩涌出的瓦斯工作面瓦斯主要来源于采空区含采空区丢煤围岩及邻近层和开采层涌出的瓦斯根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发200984号文《关于山西省监狱管理局2008年度矿井瓦斯等级和和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》该矿井为低瓦斯矿井不考虑瓦斯抽放 三工作面上下隅角的瓦斯管理该矿井3407综放工作面采用的通风方式为一进一回在实际生产过程中必须加强对上隅角的瓦斯管理1加强矿井通风管理工作风门全部做到闭锁确保矿井通风系统的稳定对工作面风进行合理配风保证有足够的新鲜风量2加强工作面上下隅角的瓦斯检查工作对瓦斯浓度不符合规定的区域或作业地点应立即采取措施进行处理防止发生事故3当采煤工作面上隅角出现瓦斯超限时在靠近采煤工作面上隅角处挂一挡风帘使之将工作面的风流一分为二利用风帘引导较多的风流流经上隅角以稀释高浓度瓦斯风幛可采用软质风筒布制作长度一般不小于10m四防止工作面采空区瓦斯积聚措施1合理通风保证风量和风速加强采掘过程中通风管理保证回采工作面和掘进工作面有足够新鲜风流同时要配齐瓦斯检查员进行巡回检查发现问题及时处理2合理布置采区降低采区通风负压减少采空区瓦斯涌出量3矿井必须建立完善的瓦斯检测制度回采工作面每班至少应检测两次机电峒室已采区闭墙盲巷临时闭墙无人工作的工作面每班至少检查1次瓦斯和二氧化碳4本矿井瓦斯含量较低但在生产过程中仍应重视瓦斯管理对采掘工作面等局部地点可能产生瓦斯积聚必须予以重视防止瓦斯事故发生 6加强井下引燃火源的管理工作井下严禁明火作业机电设备必须达到标准严禁失爆严禁带电检修设备井下电风焊作业时必须制订措施并严格执行措施规定机电设备检查检修电动机及其开关地点附近20m范围巷道内瓦斯浓度超过15时必须立即停止作业切断电源撤除人员进行处理所有地点风流中瓦斯浓度达到1时必须立即停止工作查明原因进行处理井下严禁修理矿灯7特殊地点遇到煤线或地质破碎带施工时必须派专职瓦斯检查员经常检查瓦斯发现瓦斯大量涌出增加或其它异状时必须停止施工撤除人员进行处理8防止生产过程中瓦斯浓度超限通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法矿井通风必须做到有效稳定和连续不断使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求矿井必须建立完善的瓦斯检查制度回采工作面每班至少应检测两次采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯特别是回采工作面下隅角等地点应加强检测与处理不用的巷道及时封闭五专用排瓦斯巷管理措施本矿井为低瓦斯矿井不考虑设置专用排瓦斯巷六放顶煤工作面的瓦斯监测监控本矿井现有一套KJ90N型矿井安全生产监控系统对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态进行实时数据采集传输显示记录使有关人员能够及时准确全面地了解井下生产环境状况达到对各类灾害的早期预测一旦发现有瓦斯超限立刻进行声光报警并进行风电瓦斯闭锁防止事故的发生工作面传感器布置见图5-3-11分站 本次设计在3407工作面设有一台分站分站具有风电瓦斯电闭锁功能对工作面瓦斯一氧化碳工作面温度进行监测当瓦斯一氧化碳工作面温度超限时报警并切断相应范围内的设备电源2传感器设置在回采工作面设瓦斯传感器个CO传感器个温度传感器个馈电状态传感器个断电仪个当工作面回风巷一氧化碳浓度≥00024时报警当采煤工作面温度≥30℃时报警表5-3-1各类传感器装备数量表序号符号名称单位数量备用数量1CH4瓦斯传感器台52CO一氧化碳传感器台23T温度传感器台24V风速传感器台15FM风门传感器台26KT设备开停传感器台17KD馈电传感器台28YW烟雾传感器台1合计台16为及时监测回采工作面环境参数变化情况回采工作面的瓦斯传感器设置在距工作面10m处回风顺槽的传感器设置在距回风顺槽口15m处均距顶板不得大于300mm距巷壁不得小于200mm当工作面瓦斯浓度达到以下数值时分别进行报警断电复电≥10CH4报警≥1CH4断电＜10CH4复电断电范围工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备当工作面瓦斯浓度达到以下数值时分别进行报警断电复电≥10CH4报警≥1CH4断电＜10CH4复电断电范围工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备当采煤工作面回风巷内瓦斯浓度达到以下数值时分别进行报警断电复电 ≥10CH4报警≥10CH4断电＜10CH4复电断电范围工作面及其回风巷内内全部非本质安全型电气设备一开采煤层的煤尘爆炸危险性根据2007年6月16日山西省煤炭工业局综合测试中心的报告２号煤火焰长度为30mm抑制煤尘爆炸最低岩粉用量60鉴定结论为有爆炸性３号煤火焰长度为30mm抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65％鉴定结论为有爆炸性二工作面防尘供水系统一工作面防尘供水系统水源1工作面防尘供水系统水源为处理后的井下排水井下排水经净化处理水质达到井下消防洒水用水水质标准后供井下消防洒水及防尘用2在地面设有1座容积为500m3的井下消防洒水池以保证井下静压供水水量及水压需要二井下防尘供水系统1井下消防洒水系统和生产用水采用合流制管网呈枝状布置管道由副斜井引入井下送至各消防洒水及井下各用水设施的用水点2在工作面运输回风顺槽以及掘进工作面运输回风顺槽等均敷设有井下消防洒水管道并每隔100m运输巷为50m设支管阀门阀门后装快速管接头作用有二其一作消防用其二作冲洗巷道用三喷雾防尘装置1喷雾装置的设置在下列部位设置喷雾装置⑴在放顶煤工作面放煤口液压支架产尘源等处设置喷雾防尘装置 ⑵在运输系统中的煤仓溜煤眼带式输送机刮板输送机等的转载点上设置喷雾防尘装置2风流净化水幕的设置⑴在下列地点设置风流净化水幕①采煤工作面进回风顺槽靠近上下出口30m内②掘进工作面距迎头50m内③装煤点下风方向15～