9101工作面设计说明书.docx

1、9101工作面设计说明书山西岚县昌恒煤焦有限公司9101工作面设计说明书二一三年十二月第一章 工作面概况第一节 工作面范围9101工作面位于91采区西部，为该采区首个工作面。工作面机巷长2021m，风巷长1340m，回风斜巷及车场594m，联巷50m，水仓158m。总工程量平距4403m。底板标高918999m，两巷方位角181451；开切眼长度240m。工作面煤层平均倾角约812，煤层走向SN，倾向WE。切眼长度的确定：切眼长度根据20142017年接替计划及9101工作面回采对4煤层的影响、设备管理能力、工作面回采率等因素综合考虑。910工作面为综放工作面，综放工作面煤量损失除回采损失外两

2、巷及初采、末采损失占有很大比例，加大工作面切眼长度，可有效提高工作面回采率。根据工作面接替，4102工作面、4101工作面回采后9101工作面滞后4101工作面回采，同时布置4103工作面，但 91采区位于41采区的下部，工作面切眼布置过长，一则设备管理困难，二则9101工作面先采，则会破坏41采区4103工作面的布置，造成资源损失。根据塌陷角及采掘接替计算，切眼长度确定为240m，可确保不影响4103工作面布置，有效提高资源回采率，保证21042017年的生产接替。工程控制情况：工作面有有补5钻孔、117钻孔，补5钻孔在切眼中部位置，117钻孔在工作面西南靠近风巷位置。井上下对照：工作面地面

3、标高11931290m左右。地面主要为农田、荒坡，在工作面西南角切眼位置有原通达煤业地表建筑，及通往侯家岩村公路、小桥及季节性河流。第二节 煤层及储量1、煤层赋存情况9101工作面内煤层赋存情况较为简单，含02层夹矸，煤厚7.5212.17m，平均煤厚9.66m，煤厚变异系数=13.2%，煤层可采性指数K=1。工作面煤类为1/3JM，属炼焦用煤，亦可作为动力用煤和化工用煤。2、煤层顶底板情况9煤层位于太原组下部，上距4号煤层底66.6283.60m，平均75.41m，煤层厚度7.5212.17m，平均9.66m，全井田发育，属稳定型煤层。顶板为石灰岩或泥灰岩，底板为粉砂岩或砂质泥岩。3、储量1

4、、工作面地质储量（按风巷长度计算）采用公式Q=S M式中：Q 地资源/储量（t） S 煤层水平面积（m2），取321600m2 M煤层平均厚度（m），取9.66m平均视密度（t/m3），取1.35故Q地=417.8（万吨）2、工作面可采储量Q回=L hmKQ回回采煤量（万吨）；L工作面可采走向长度1340m；m煤层开采厚度9.66m；煤的视密度1.35t/m3；K工作面回采率，85% ；故Q回=356万吨第三节 地质构造及水文地质1、地质构造9101工作面内煤层呈单斜构造，走向南北，倾向西东，倾角812，根据钻孔及4煤层揭露情况推断，面内断层构造发育，最大断层落差为7m，基本为正断层。工作面范

5、围内有补5及117钻孔。受断层构造影响，岩石裂隙发育，比较破碎，不利巷道掘进和顶板支护管理。2、水文地质奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层由石灰岩、泥灰岩及钙质泥岩等组成，石灰岩岩溶裂隙较发育，特别是在上覆地层较薄或出露地区。1976年冶金五队在下静游(汾河边)勘查水源时(距本井田15km)，抽水试验单位涌水量4.6718.9L/s.m,PH值7.47.8,矿化度0.3160.596g/L，属重碳酸硫酸钾、钠、钙型水，水位标高为1110.00m。2007年侯家岩村施工完成了奥灰水源井，水源井参数见下表。侯家岩村供水井参数一览表坐标井口标高井深水位埋深静水位标高出水量取水层位XYH4230888.261

6、9562694.401198.32480.2068.021130.2030m3/hO2S由此可确定：井田奥灰静水位标高在11301129m。石炭系上统太原组碎屑岩夹灰岩岩溶裂隙含水层按层位与含水性的不同，可分上、下两个含水层（组）。下部石灰岩岩溶裂隙含水层，即L3L1三层石灰岩，为7、8、9号煤层的直接或间接顶板，厚约5.80m，每层石灰岩的顶、底常有泥灰岩，各层石灰岩间隔有粉砂岩与砂质泥岩。由于受分布地点与岩性的制约，含水层的裂隙与岩溶发育程度和相应的富水性变化较大。风化溶蚀严重者含水较丰富，一般含水不多，侯家岩旧井涌水量在0.12L/s，对矿井充水影响小。上部K3砂岩裂隙含水层，主要含水层

7、，岩性与厚度变化很大，以粗砂岩为主，泥质或钙质胶结，分选较好，颗粒组成自上而下渐粗，底部常为砂砾岩或细砾岩，一般厚5.20m, 侯家岩旧井筒施工时，对该组含水层进行了抽水试验，单位涌水量0.359L/s.m。二叠系下统山西组碎屑岩裂隙含水层地层厚度49.12m，主要含水层位为该组的砂岩，裂隙发育者含水丰富，侯家岩旧井筒施工时，对该组含水层进行了抽水试验，涌水量最大可达1.67L/s。二叠系下统下石盒子组碎屑岩裂隙含水层砂岩裂隙含水层，主要是本组底部的砂岩段，富水性差。二叠系上统上石盒子组碎屑岩裂隙含水层仅在风化带富水性较好，一般不含水。基岩风化壳含水层不分地质时代，与地形有关。接近地表2030

8、m,强烈的风化作用，使其裂隙发育，易接受大气降水的补给，富水性较好，由于煤层的开采，已破坏了风化壳含水层原来的水文地质条件，局部地下水已大量或全部漏失井下。上第三系上新统砾石含水层在该层段抽水实验,单位涌水量1.54L/s.m,渗透系数4.6m/d，水质为重碳酸钙、钾、钠型水。被冲沟切割出露的砾石层，常有泉水分布，为山区村庄的主要饮用水源，流量多小于0.1L/s,矿化度0.210.28g/L,属重碳酸硫酸钙镁型水。第四系冲积洪积层近代冲积物，由砂、砾岩、砂土、黄土组成，构成河漫滩一、二级阶地。根据城河沿岸水文孔抽水数据，单位涌水量1.13.5L/s.m,矿化度0.43g/L,为重碳酸硫酸钙、镁

9、型水，为城河沿岸村庄的主要水源。第四节 开采技术条件1、瓦斯2006年山西安全监督管理局晋安监煤字2006327号文关于吕梁市岚县地方国营候家岩煤矿等五对生产矿井2006年度瓦斯等级鉴定的批复，该矿4号煤层2006年度瓦斯相对涌出量5.28m3/t，绝对涌出量1.10 m3/min，二氧化碳相对涌出量6.24 m3/t，绝对涌出量1.30 m3/min，属低瓦斯矿井。本矿目前开采9号煤层，2010年吕梁市煤炭工业局文件吕煤安字2010110号文之关于全市2009年度30万吨以下矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复（部分），该矿2009年相对涌出量2.43 m3/t，绝对涌出量1.51 m

10、3/min，二氧化碳相对涌出量2.43m3/t，绝对涌出量1.34m3/min，属瓦斯矿井。本次补勘共采取瓦斯样品四个，由山西省煤炭地质研究所进行测试，测试方法为解吸法，测试成果见表6-7，主要以游离CH4、CO2、N2为主。4煤层CH4平均含量为0.085m3/t，CO2平均含量为0.065m3/t，N2平均为含量0.065m3/t；9煤层CH4平均含量为0.075m3/t，CO2平均含量为0.140m3/t，N2平均为含量1.08m3/t；各煤层瓦斯成分见瓦斯成分分布图6-1。从图和表可以看出，本区各可采煤层甲烷成分30%的只有一个值，其余样点测值均在30%以下，属于低瓦斯。表6-7 瓦斯

11、测试成果汇总表煤层孔号瓦 斯 成 分 （%)瓦 斯 含 量 （m3/t)CH4CO2C2-C8N2CH4,dCO2,dC2-C8,dN2，dCH4,dafCO2,dafC2-C8,dafN2,daf4补121.56 9.81 0.00 68.63 0.0800 0.0600 0.0000 0.4200 0.1400 0.0900 0.0000 0.6600 补511.69 4.89 1.00 82.42 0.0900 0.0700 0.1000 1.1200 0.1300 0.1100 0.0100 1.5700 9补113.95 7.13 2.74 76.18 0.1100 0.1400 0

12、.0200 1.5000 0.1200 0.1700 0.0200 1.7800 补54.03 33.95 0.00 62.02 0.0400 0.1400 0.0000 0.3400 0.0400 0.1500 0.0000 0.3800 图6-1 瓦斯成分分布图2、 煤尘爆炸危险性本次工作采取了4、9号煤层煤样，分别由安徽理工大学进行了煤质及燃点、煤尘爆炸性测试，煤层自燃倾向性采用矿井地质报告数据。经测试：4号煤层火焰长度125752mm，平均549 mm，抑制爆炸用岩粉量70%，煤尘有爆炸性。9号煤层火焰长度584772mm，平均686 mm，9号煤层煤尘有爆炸性。（详见表6-8）。表6

13、-8 煤尘及自燃倾向性测试表 矿井名称煤层号煤尘爆炸性自燃倾向性火焰长度mm加岩粉量%有无爆炸性吸氧量cm3/g自燃等级倾向性质昌恒煤焦有限公司440070有0.64自燃940070有0.67自燃3、 煤的自燃倾向性根据山西省煤炭综合测试中心对本区煤层的煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性测试成果。4煤层吸氧量0.64 cm3/g；自燃倾向性等级级；属自燃煤层。9煤层吸氧量0.67cm3/g，自燃倾向性等级级，属自燃煤层。（详见表6-8）。4、 地温、地压井田内无地温地压测试资料。根据矿方多年观测，井下温度一般为14左右，冬季略低，未发现地温异常现象，为地温正常区。井田9号煤层及围岩局部裂隙发育，但未发

14、现有地压异常现象。地层综合柱状图第二章 回采工艺选择和采掘设备选型第一节 回采工艺由于9煤层赋存比较稳定，为使其发挥高产高效、煤层单产高的优势，确定9101工作面采用综合机械化放顶煤采煤法。回采工艺流程： 采煤机斜切进刀割底煤、运煤移架推前部刮板机放顶煤推后部刮板机。工作面在第二刀开始割煤后，随采随放。移架滞后于采煤机割煤，推移刮板输送机滞后于移架。顶板管理方法：采用全部垮落法管理顶板，通过液压支架的支降移达到顶板支护、放顶。工作面配置液压支架对顶板进行全支护，正常工作期间采用追机移架的方式对顶板进行支护，过断层及顶板破碎带时应采取及时拉超前架的方法维护顶板。第二节 采掘设备选型一、主要回采设

15、备选型采煤机、综放支架、超前支架、乳化液喷雾泵站、运输设备等根据确定的回采工艺、地质条件及工作面参数选型（目前尚未确定）。二、主要掘进设备选型掘进期间以机掘为主，炮掘为辅。机掘选用EBZ-160型掘进机，配合SDJ80胶带机、SGW-40T刮板运输机出货。打锚杆、锚索眼选用MQT-120锚杆钻机或MQS-50风煤钻。打岩石眼选用YT-28型风锤。EBZ-160型掘进机主要技术参数：总体长度（m）：9.1 截割高度（m）: 2.44.8总体宽度（m）：2.91 截割宽度（m）: 3.05.05总体高度（m）: 1.82 截割电机 ：160/100kW隔爆，双速切换、水冷总 重（t）: 45 供电

16、电压： 1140/660V卧底深度（m）: 0.29 铲板装载能力 ：4.0m3/min（最大）爬坡能力（）：16 第一运输机速度：56m/min截割硬度（MPa）:80 行 走 速 度： 08 m/min第三章 巷道布置与支护第一节 巷道布置9101设计总工程量4403m（平距），回风斜巷待辅助回风巷施工至落平点后向前施工40m车场，然后施工50m联巷、158m水仓，水仓施工完毕投入使用后施工9101回风斜巷、9101风巷、9101机巷，9101回风斜巷按车场方位20130从车场迎头向前施工， 车场、9101回风斜巷共计594m施工完毕后调向，按方位181451施工9101风巷，9101机巷

17、从联巷迎头位置按方位181451施工，拨门点坐标：联巷X=4233132.813、Y=563103.476，9101机巷X=4233107.629、Y=563147.096。9101风机巷、水仓采用11#工字钢棚支护，机巷梁腿=4.2m3.3m，风巷、水仓梁腿=3.6m3.3m，回风斜巷采用锚网索支护，宽高=4.2m3m，车场、联巷为锚喷支护巷道，车场断面（净）宽高=5.2m4m，联巷断面（净）宽高=4.0 m3m。巷道布置见附图：9101工作面设计图第二节 断面选择风、机巷巷道断面选择比照41采区工作面，机巷皮带机按4102工作面机巷皮带机型号考虑确定机巷断面，考虑到回采工艺为放顶煤，放顶煤

18、支架相比于一次采全高高度上要小，风巷断面按4102风巷断面考虑，风机巷断面能满足工作面安装运输及安全生产需要。巷道名称支护形式坡度掘进断面m2岩性9101机巷11#工字钢棚跟9煤底板15.89煤9101风巷11#工字钢棚跟9煤底板13.97煤9101水仓11#工字钢棚沿煤层13.97煤9101回风斜巷锚网梁沿9煤跟顶12.6煤9101车场锚喷平巷19岩、半煤岩联巷锚喷平巷12.6岩、半煤岩第三节 支护设计一、车场、联巷支护形式车场、联巷均采用锚喷支护形式。车场断面为直墙半圆拱：净宽净高5.24m.顶部均采用20mm，L2200mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距800mm800mm，6钢筋网，

19、6钢筋网规格为20001000mm，锚杆托盘为长宽厚=15015010mm碟形托盘；顶帮部锚杆锚固剂均采用3卷K2335树脂锚固剂锚固。车场断面图联巷断面矩形：净宽净高43m.顶部均采用20mm，L2200mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距800mm800mm，6钢筋网、BHW270-2.75型钢带梁支护，钢带梁长4.1m，6钢筋网规格为20001000mm，锚杆托盘为长宽厚=15015010mm碟形托盘；顶帮部锚杆锚固剂均采用3卷K2335树脂锚固剂锚固。锚索为17.8mm的钢绞线，设计长度10000mm，根据顶板探查孔岩性选择合适的锚索长度，确保锚索生根于硬岩中的长度不小于1m；锚索间排

20、距联巷为16002400mm，车场为12002400mm，对称巷中矩形布置，一排二根打在两排锚杆之间，配合专用锚索托盘（300300mm，16mm厚带球面托盘）进行支护，锚索采用5卷树脂药卷锚固，其中上部药卷型号为K2335的快速树脂锚固剂，下部药卷型号为Z2335的中速树脂锚固剂；如顶板条件稍差，锚索必须紧跟迎头。采用C20混凝土喷浆封闭，喷层厚度100mm。联巷断面图二、回风斜巷支护形式采用锚网梁索支护形式，断面：净宽净高4.23m.帮、顶部均采用20mm，L2200mm左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，间排距800mm800mm，6钢筋网、W钢带梁支护，钢带梁长3.8m，6钢筋网规格为20001

21、000mm，锚杆托盘为长宽厚=15015010mm碟形托盘；顶帮部锚杆锚固剂均采用3卷K2335树脂锚固剂锚固。锚索采用17.8mm的钢绞线加工而成，设计长度10000mm，根据顶板探查孔岩性选择合适的锚索长度，确保锚索生根于硬岩中的长度不小于1m；锚索间排距为16002400mm，对称巷中矩形布置，一排二根打在两排锚杆之间，配合专用锚索托盘（300300mm，16mm厚带球面托盘）进行支护，锚索采用5卷树脂药卷锚固，其中上部药卷型号为K2335的快速树脂锚固剂，下部药卷型号为Z2335的中速树脂锚固剂；如顶板条件稍差，锚索必须紧跟迎头。回风斜巷断面图三、风巷、水仓支护形式采用11#矿用工字钢

22、棚，断面：梁腿3.63.3m，净高3m，棚梁中部用17.8mm，L10000mm锚索悬吊9#矿用工字钢加固，棚距800mm锚索间距2400mm，6mm钢筋网、木背板背顶，背板数目顶部7块，帮部8块。锚索采用5卷K2335的树脂锚固剂锚固；如顶板条件稍差，锚索必须紧跟迎头。风巷、水仓断面图四、机巷支护形式机巷采用11#矿用工字钢棚，断面：梁腿4.23.3m，净高3m，棚梁中部用17.8mm，L10000mm锚索悬吊9#矿用工字钢加固，棚距800mm锚索间距2400mm，6mm钢筋网、木背板背顶，背板数目顶部8块，帮部8块。锚索采用5卷K2335的树脂锚固剂锚固；如顶板条件稍差，锚索必须紧跟迎头。

23、机巷断面图三、切眼、机巷外段支护形式切眼、机巷外段待设备选型完成在根据设备参数设计。支护设计详细见9101工作面设计图。第四章 通风系统第一节 掘进期间通风一、通风路线9101机巷：新鲜风：4102机巷辅助回风巷车场联巷9101机巷迎头乏风：9101机巷迎头联巷车场辅助回风巷4煤总回风井9101风巷：新鲜风：4102机巷辅助回风巷车场9101回风斜巷9101风巷迎头乏风：9101风巷迎头9101回风斜巷车场辅助回风巷4煤总回风井二、掘进工作面需风量计算（以9101机巷为例）(一）风量计算1、按9101机巷工作面绝对瓦斯涌出量计算：Q掘=100q瓦掘K掘通=1001.081.8=194.4m3/

24、min式中：Q掘掘进工作面实际需风量 m3/minq瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量取1.08 m3/min（按日最高进尺15m计算）。K掘通掘进工作面瓦斯绝对涌出量不均衡系数，根据实际观测的结果，取1.8。2、按掘进工作面同时工作的最多人数进行计算：Q掘=4N=445=180m3/minN表示工作面最多工作人数（包括大班及检查人员），取45人。3、按风速进行验算：Q小15S=1514.4=216m3/minQ大240S=24014.4=3456m3/minQ工作面配风量， m3/minS工作面有效通风断面， m2根据以上计算，工作面总配风风量不小于216m3/min。（二）局扇选型：1、局扇风

25、量计算： Q局=PQ=1.3216=280.8m3/min Q局：局扇风量 m3/min P： 取1.3通风系数2、局扇工作风压：h全=h阻+h出h全：局扇全压 Pah阻：风筒通风阻力 Pah出：风筒出口阻力 Pah全=RQ局Q2700+0.811Q2/D42700=121.03280.82162700+0.8111.2921620.842700=2762.9PaR=R摩+R局 =133.9+0.77=134.7PaR摩=6.5L/D5 = 6.50.002527000.85 =133.9PaR局=/2S2=0.31.29（20.50242 ）= 0.77PaR摩：摩擦风阻 Ns2/m8R局：

26、局部风阻 Ns2/m8：摩擦风阻系数，取0.0025Ns2/m4（风筒直径为800mm）：局部阻力系数，取0.3Ns2/m4：空气密度，取1.29Kg/m3L表示通风距离为2700m3、局部通风机前配风量Q配=K备Q额 =1.34280.8=376.272 m3/min式中：Q配 局部通风机前配风量， K备风量备用系数， 取1.34 Q局局部通风机量 m3/min局扇安设地点风量大于Q配= 376.272m3/min，满足局扇吸风量。通过计算，Q局=280.8m3/min，h全=2762.9Pa；选用FBDNO6.3-30型局扇2台供风，其参数为：额定供风量630m3/min，功率230KW，

27、全风压3606300Pa，风筒选择800mm，可以满足安全生产，该局扇选型符合要求。第二节 回采期间通风一、通风路线新鲜风：地面主井91运输巷9101工作面乏风：9101工作面9101风巷9101回风斜巷910回风绕道9煤总回风巷风井二、采煤工作面需风量计算9101工作面风量配置待工作面设备选型完成后根据工作面参数进行计算。第五章 瓦斯综合治理一、工作面瓦斯来源分析1、回采过程中原来赋存于煤体中的瓦斯得到释放，从工作面的煤帮和破碎后的煤体内涌出，是工作面瓦斯的主要来源；2、赋存于邻近煤层的瓦斯通过回采造成的贯通裂隙涌向工作面；3、邻近岩层内老空内积聚的瓦斯亦可通过贯通裂隙进入工作面；4、回采工

28、作面的采空区内的瓦斯随工作面漏风风流向工作面上隅角流动，是造成工作面上隅角瓦斯积聚的主要原因。二、工作面瓦斯抽放方式及参数的确定根据以往瓦斯等级批复文件，属于瓦斯矿井，无需设立瓦斯抽放系统。三、工作面上、下隅角的瓦斯管理回采工作面的瓦斯主要容易积聚在工作面上隅角，处理上隅角积聚瓦斯的方法，可设置临时风障(利用旧风筒布)引导风流吹散积聚的瓦斯。如果效果不理想，还可通过安设安装局部通风机、安设风、水引射器等方法解决。另外，上隅角必须设置瓦斯传感器，当上隅角瓦斯浓度达到1时，必须停止工作，采取措施。下隅角的瓦斯管理方面，主要是采取措施防止风流漏入采空区。必要时可设置风帘、风障，防止漏风。四、防止工作

29、面采空区瓦斯积聚措施采空区瓦斯的积聚主要表现在采空区瓦斯涌出后由工作面风流和采空区漏风将采空区瓦斯带至上隅角，造成在工作面上隅角瓦斯的积聚。解决措施是最大限度地减少工作面向采空区的漏风。1、工作面运输顺槽由于采取架棚支护，如果采空区顶板不能及时跨落，将积存大量瓦斯，所以随着回采的推进，必须及时回收木支护，使顶板快速塌落，使瓦斯和煤尘寄存空间尽可能缩小，排除瓦斯积存的隐患。2、如果上述方法仍然效果不理想，可从工作面下隅角开始沿切顶线悬挂1060m的风障，此风障随着工作面的移动而向前移动，以阻止风流漏入采空区。第六章 安全监控系统与通讯第一节 安全监控一、瓦斯监控方案矿井装备KJ73N监控系统，巷道安装瓦斯传感器，馈电断电器、监控分站等。所有数据实时传输到其被载监控分站，通过分站传输到地面中心站，所有控制指令由中心站进行设置，监控分站和控制器执行，所有断电执行结果通过馈电反馈器反馈到监控分站，再传输到地面中心站。二、掘进工作面安全监控设备的安设1、甲烷传感器、断电仪、分站型号：甲烷传感器型号：KGJ28A 馈电断电仪型号：KDG0.3/660