12101工作面掘进设计说明书doc

12101工作面设计说明书编制：审批：总工：12101工作面掘进设计说明书2第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置及相邻关系12101工作面，位于12采区轨道下山的北部，上边（西部）为12061工作面采空区，下边（东部）为F101大断层（未开采），北面为14采区。二、巷道用途12101工作面上顺槽主要承担12101工作面回采期间的回风、运料等任务。12101工作面下顺槽主要承担12101工作面回采期间的进风、运输、行人等任务。三、巷道性质及工程量1、12101工作面上顺槽为回采巷道，从12061下顺槽运料斜巷口开始扩修约30m，后225.8m沿原12061下顺槽下部的煤层顶板掘进，大部分为煤巷，不留保护煤柱，局部（由于按中线掘进，局部穿过12061采空区）为半煤岩巷。从12101上顺槽运料斜巷口到12101上顺槽切眼位置，总工程量为255.8m。前400m方位角为34046′，坡度随煤层顶板起伏，在-9—00之间，大部分为-30左右。2、12101工作面下顺槽为煤巷，局部会遇到构造带为半煤岩巷。设计长度（从12101下顺槽进风巷里口至12101切眼位置）共360.2m，沿煤层顶板掘进，坡度随煤层顶板起伏，在-6—30之间，一般为-30左右，方位角为18017′。3、12101工作面切眼设计长度（从12101上顺槽设计位置到12101下顺槽设计位置）48.7m，沿煤层顶板掘进，切眼坡度随煤层顶板起伏，在-8—-180之间，一般为-100左右，方位角156°。详细情况可参照12101工作面设计平面图4、开工时间：预计为2012年7月25日开始掘进。12101工作面掘进设计说明书3竣工时间：预计2012年12月底竣工。四、巷道服务年限服务年限：服务年限为3年（包括掘进与回采期间）。附：12101工作面设计平面图。第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况12101工作面相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响，以及巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系见表1。表112101工作面井上下关系对照表水平、采区—250水平、12采区工程名称12101工作面地面标高+150--+160m井下标高-285—-310m地面的相对位置建筑物、小井及其他12101工作面对应地面位置为丘陵地带，无建筑物。井下相对位置对掘进巷道的影响在掘进过程中，应力集中，局部顶板破碎应加强顶板管理。邻近采掘情况对掘进巷道的影响除开口外，邻近无采掘情况12101工作面掘进设计说明书4第二节煤(岩)层赋存特征一、煤层产状、厚度、结构、坚固性系数(f)、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤尘爆炸指数、地温等见表2。表2煤层特征情况表二、预计巷道煤层顶、底板岩性及特征分析，见表3、表4。指标单位参数备注煤层厚度（最小～最大／平均）m0.3m—4.0m平均煤厚2.5m煤层产状（最小～最大）（°）105～119°∠8—18煤层硬度（普氏）f0.279岩层硬度（普氏）f2～5煤层层理（发育程度）发育煤层节理（发育程度）发育自然发火期d无绝对瓦斯涌出量m３·min-10.9m3/min相对瓦斯涌出量m3/T21.6地温℃2212101工作面掘进设计说明书5表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别摩氏硬度厚度（m）岩性顶板基本顶长石石英砂岩65.87m中粒砂岩，较稳定。直接顶砂质泥岩4平均厚度7.66m。波状及透镜状，层理发育，层面含炭质及云母片。伪顶炭质泥岩20.1—0.5m灰、黑色，以碎屑岩为主，泥硅质胶结，层理发育底板直接底泥岩25m灰黑色，泥岩并含有大量植物化石。基本底砂质泥岩54m白色、中、细粒砂岩，较稳定。表412101工作面掘进设计说明书6第三节地质构造12101工作面掘进设计说明书7一、12101上顺槽煤（岩）层产状要素105～119°∠12°-18°，随着掘进距离延伸逐步拉长.受断层影响的不大。该区域岩性根据物探及揭露资料，该巷道周围半径50m范围内无岩浆岩侵入和陷落柱。二、12101下顺槽巷道与F101∠72°H=60m断层最短距离12m（也就是开口处）,下顺槽位于F101断层下盘牵引带内，次生构造发育，属于应力集中区，煤层厚度变化大。顶板富水性强。岩层倾角变化大,随着掘进距离延伸逐步拉长.受断层影响的不大。根据区内已采掘巷道资料，该巷道煤层煤厚变化为0.3m—4.0m，平均2.5m，属不稳定煤层。煤层无伪顶，顶板破碎，煤层直接顶板为砂质泥岩，厚度平均4.5m。三、切眼煤层产状要素115～129°∠8°-18°，除距断层F101∠72°H=60m最短距离约12m外,切眼位于断层F101下盘牵引带内，次生构造发育，属于应力集中区，煤层厚度变化大，岩层较破碎，顶板富水性强。随着切眼掘进距离的延伸.受断层影响将较大。根据区内已采掘巷道资料，该巷道煤层煤厚变化为0.3m—4.0m，平均2.5m，属稳定煤层。煤层有伪顶，顶板破碎，煤层直接顶板为砂质泥岩，厚度平均7.6m。第四节水文地质一、分析巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。12101工作面上顺槽掘进，沿二1煤层底板施工，含水层主要受二1煤层顶板砂岩含水层影响，根据钻孔资料，二1煤距顶板含水层约7.14-23.50m之间。下顺槽掘进方向18°17′，沿二1煤层顶板施工，含水层主要受二1煤层顶板砂岩含水层影响。1）顶板砂岩含水层山西组二1煤顶板砂岩含水层组是二1煤掘进期间的直接充水含水层，也是工12101工作面掘进设计说明书8作面采掘活动中最主要的充水因素。它位于二1煤上7.14-23.50m，平均间距为12.83m，厚度0-27.11m，平均厚度11.66m，属承压裂隙水，富水性弱，水量不大，易于疏干。各含水层之间有泥岩相隔，大顶冒落后通过裂隙带各含水层连通形成含水层组。2)水害威胁情况分析煤层顶板砂岩水是掘进过程中最直接的，长期的冲水水源。煤层底板砂岩水也是工作面掘进期间的直接冲水含水层。这些含水层上、下都有水性能比较好的泥岩层阻隔，不会随意外流。根据已开掘好的巷道涌水情况分析：该巷道施工期间不可能有涌水出现，可能有顶板淋水现象。因此，该巷道在施工中不可能有大的涌水出现。但在具体施工期间还必须制定专项探放水措施，进行防探水工作，做到有疑必探、先探后掘，并要配备有完好的排水设备，掘进巷道正常涌水量约2m3/h，最大涌水量5m3/h。第三章支护说明第一节支护工艺一、支护方式的主要参数根据12101工作面上、下顺槽矿压观测及巷道压力情况，该巷道支护形式均采用U36型钢支架，半圆拱型，规格4.6m，净高3.6m，中宽4.6m，底宽5.2m，岔脚每帮0.3m，掘进断面16.18㎡，净断面14.7㎡，棚距（中-中）均为0.6m，支架柱窝0.2m。最大临时控顶距0.7m。附图：巷道断面图。12101工作面掘进设计说明书9第四章施工工艺第一节施工方法一、掘进方法：1、正常掘进采用风动钻打眼，爆破掘进作业，采用安全等级不低于三级的煤矿安全许用含水炸药，采用段发电雷管进行爆破作业。2、施工工艺流程交接班→安全检查→延长刮板输送机→钻炮眼→装药爆破→整修支架→洒水除尘→敲帮问顶→临时支护→出煤→架设支架→铺网、背帮→出货清理。3、爆破条件：该工作面为顶层掘进巷道，煤层厚度不均，根据有关资料分析，该巷道煤厚在0.3—4.5m左右，爆破条件大部分属全煤（局部为半煤岩巷）。二、运输方式12101工作面掘进采用人工接溜槽、人工装煤，SGB420／40TX刮板输送机、DSJ60／20／2×22皮带运输机运煤。第二节爆破作业一、爆破方法：采用普通钻爆法施工。二、掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。（一）钻眼煤巷钻眼选用ZQS50/1.6型风动钻机，配置长度1500mm的空心麻花钻杆、Φ42mm的钻头钻炮眼，钻眼时必须坚持湿式打眼，掏槽方式为楔形。（二）爆破装药时必须根据爆破说明书（该说明书指煤巷，如果是半煤岩巷，在同样位12101工作面掘进设计说明书10置的岩眼装药量加倍），炮眼布置图进行装药爆破。爆破采用正向起爆，采用段发电雷管起爆，采用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药爆破，不同厂家生产的或不同品种的电雷管不得掺混使用，连线方式均为串联。第三节装载与运输１、掘进出煤：采用人工装煤，SGB/420-40T刮板输送机、DSJ60/20/2×22型胶带输送机联合运煤至12采区煤仓，再经-250大巷电机车外运。2、总运输距离：从12101工作面掘进头最远点至12采区溜煤眼共910m。第五章生产系统第一节通风一、通风方式及供风距离。1、12101工作面掘进通风采用局部通风机、压入式通风方式；2、风筒选择、敷设方式。使用直径为600mm的抗静电阻燃风筒。敷设方式：采用拉钢胶线，风筒吊环垂直吊在钢胶线上的敷设方式。3、局部通风距离：从局部通风机到12101工作面最远处590m。4、局部通风机使用“双风机、双电源、风机自动倒台”和“三专两闭锁”装置。5、通风设施：保证工作面风流不短路，瓦斯不超限。二、风量计算（以下顺槽为准）掘进工作面实际需要风量，应按通风防突部制定的“一通三防”规定或根据12101工作面掘进设计说明书11瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。按实际送风长度确定漏风率，实际送风长度590m，百米漏风率取1.5%。P漏=1÷{1-（590÷100）×1.5%}=1.1（一）按瓦斯涌出量计算：Q1=100qk=100×0.9×1.6=144m3/min；式中Q1—掘进工作面实际需要风量，m3/min；q—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量0.9m3/min；k—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，K---取1.6（二）按炸药使用量计算：Q2=25A=25×4.2=105（m3/min）式中：A为掘进工作面一次放炮最多的炸药消耗量（Kg）。Q2-压入式通风时风筒出口风量，m3/min；25-每千克炸药爆炸不低于25m3.的配风量；（三）按人数计算：（按交接班时的最多人数，取20人）：Q=4N=4×20=80m3/min（四）按局部通风机的实际吸风量计算：根据上述计算结果，选取最大风量Q=144m3/min作为该工作面的通风量。（五）确定局部通风机的吸风量：Q煤扇=p×Q=1.1×144m3/min=158.4m3/min选择FBDNo6/2×15型局部通风机，功率为2×15kW，风量为460～240m³/min，全风压400～5300Pa,风筒选择Φ600mm胶质抗静电阻燃风筒,能够满足要求。三、风量验算。12101工作面掘进设计说明书12（一）按最低风速验算。0.25×60×S煤=0.25×60×8=120m3/min＜144m3/min（二）按最高风速验算。4×60×S煤=4×60×8=1920m3/min＞144m3/min式中：S煤-掘进巷道净断面积，取8.0m²；（三）按掘进工作面温度和炸药量验算见下表。掘进工作面温度和炸药量炸药量（kg）55—2020温度/℃16以下16-2223-2616以下16-2223-2616以下16-2223-26需要风量（m3/min）405060506080608010012101工作面为煤巷掘进工作面，温度在16～22度左右，夏季可达25度，一次爆破使用炸药为4.2kg，根据上表规定的指标，符合要求。（四）按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.8%，其他有害气体符合《煤矿安全规程》规定。代入公式：0.9/144×100%=0.625%＜0.8%，符合《煤矿安全规程》规定式中掘进工作面需要风量144m3/min；瓦斯绝对涌出量0.9m3/min。四、局部通风机的选型及安装地点。局部通风机安装地点：12101上、下顺槽进风巷防突风门外的12采区轨道下山内全负压风流中。全风压供给风量为1060m3/min，大于局部通风机吸风量460—240m3/min，保证局部通风机吸入口至掘进工作