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1、第一章 工作面概况11202工作面和11201工作面位于技改矿井的东翼采区（一采区）的东北部，地面的相对位置在山体上，地表无建筑物。地面地形为典型的高山剥蚀地貌，覆盖厚度182-203m。井下相对位置在一采区东112#集中运输巷的东北侧。工作面东北部为矿井相距20m作为保护煤柱，水、火、瓦斯对本工作面影响不大。11201工作面设计走向长150m，斜长750m，平均采高1.10m，工业储量约14.8470万吨。大巷设保护煤柱45m，11202可采走向长为150m，斜长462m，可采储量9.7020万吨。附：11201、11202综采工作面井上下对照图第二章 地质概况第一节 地面相对位置及邻近采区
2、开采情况表表2.1 地面相对位置及邻近采区开采情况表水平名称+1872m水平采 区 名 称11201、11202地面标高（m）2054-2074井下标高（m）1872-1877地面的相对位置及建筑物地面的相对位置的山体上，地表无建筑物。井下位置及掘进对地面设施的影响11202工作面和11201工作面位于井田东翼采区（一采区）的东北部，采区集中运输巷的东部，地面为相对施工地点高差182-202m的山体,对地面无大影响。邻近采区开采情况无采空区,巷道设计终端（即切眼位置）与FB17相邻。走 向62倾向5长 度1100m 第二节 煤（岩）层赋存特征11201布置于12#煤中，并沿12#煤底板拉掘进，
3、倾角为3-6，平均4，属近水平煤层。工作面为一单斜构造，根椐目前巷道揭露及地质报告资料分析，在运输石门开口位置中间有一陷落柱，掘进中可能有小的断层揭露，未发现岩浆侵入及河流冲刷现象，故对12#煤层掘进不造成影响。该区域为低瓦斯煤层。其顶、底板情况分述如下：11202工作面和11201工作面煤层为简单结构煤层，该工作面从一采区东12#层集中运输巷揭露其厚度为1.1-0.8m，根据掘进情况推断该工作面煤层厚度为1.01.2m，平均厚度为1.1m。1.12#煤层顶板情况：煤层顶板岩性为粉砂岩，较稳固，厚度为8.4416.2m，性脆，胶结较好。单项抗压强度36.751.4MPa；抗拉强度1.082.4
4、MPa;抗剪强度2.697.91MPa,平均为3.856.15MPa。根据相邻工作面情况，顶板中等冒落，较难管理，隔水性好。2.12#煤：暗黑色或褐黑色，块状，油脂光泽，比重1.4，硬度23度，性脆，具棱角状、不平坦断口，内生裂隙不发育，少有结核状。3.12#煤层底板情况：多为粉砂岩、泥岩。岩性为黑色，块状，性脆。平均厚度为1.804.21m。遇水易泥化，在一定条件下（顶板来压）易发生底鼓现象，隔水性好。4.对11202工作面和11201工作面的瓦斯预测预计相对瓦斯涌出量为1.72m3/t（按明年预计产量15万t及日产量600t计算），绝对瓦斯涌出量为0.12m3/min。虽然瓦斯含量低，但由
5、于该工作面开采深度大，煤层赋存条件好，有可能在回采工作面上隅角形成瓦斯集聚，应加强瓦斯检测和安全通风，防止瓦斯造成危害。5. 煤尘爆炸性：12#煤层自燃性和爆炸性进行鉴定，12#煤层有爆炸性危险，自燃倾向性属三类，为不容易自燃煤层。但该矿井未有发火史，但回采期间应做好自燃发火的预测预报工作，采取相应的防灭火措施，并做到回采完后及时封闭。附：11201、11202综采工作面综合柱状图第三节 地质构造根据邻近巷道揭露情况，在东12#集中运输巷有一3060m的陷落柱，同时预计在巷道施工中可能揭露几条较小的断层，但不会影响施工。第四节 水文地质11202工作面和11201工作面掘进时主要以含水层裂隙水
6、为主，含水量微弱，补给不充分，正常情况下工作面仅有滴水及淋水现象，掘进中正常涌水量预计为13m3/h，最大涌水量为5m3/h；采空后对地面裂隙及时回填，防止雨季地面水灌入井下。 水害危胁分析：11202工作面和11201工作面位于矿区位置较低部位，可能存有积水。若有采空区以废气为主，掘进及回采过程中应注意预防，不属带压开采煤层。存在问题及建议1、工作面顶板为粉砂岩，爆破震动后形成裂隙，易冒落，应加强支护。2、工作面掘进头易造成积水不易排出，应备有排水设备，并执行“有掘必探、先探后掘”的探放水原则。3、该工作面埋藏较深，通风科及安监科应加强通风及瓦斯管理第五节 储量统计本工作面工业储量25万吨，
7、可采储量20.049万吨，储量统计见表1.3。表1.3 储量统计表工 作 面编号面 积（m2）倾 角 （度）煤 厚（m）密 度（t/m3）工业储量（万吨）1120111250031.11.514.8470工 作 面编号面 积（m2）倾 角 （度）煤 厚（m）密 度（t/m3）工业储量（万吨）112026930031.11.59.7020第三章 工作面巷道布置及准备第一节 巷道布置兴旺煤矿为突出矿井，布置有运输（皮带）巷、轨道巷及分区回风巷。其中运输（皮带）巷 ，服务于整个矿井的运煤；轨道巷服务于运料系统，回风巷服务于整个矿井的回风系统。在采区集中运输巷与井底布置有两个中央水仓。根据矿井巷道布置
8、及瓦斯情况，工作面布置皮带运输巷和回风两条巷道，采用一进一回的“U”型通风系统；在顺槽尽头布置切眼连通11201运输巷和11201回风，构成工作面运输及通风系统；回风巷与运输巷直接连通形成工作面回风系统。掘进工程量见表3.1。表3.1 掘进工程量统计表巷道名称11201运输巷11201回风巷11202运输巷11202回风巷切眼总工程量工程量（m）7507454663002261支护形式梯工钢梯工钢梯工钢单体梯工钢第二节 工作面参数一、采长11201工作面位于技改矿井东翼采区（一采区）的东北部。根据煤层赋存情况，综合邻近采空区考虑工作面位置、矿井边界保护煤柱位置以及设备配备等因素，确定工作面采长
9、为710m，11202工作面采422。二、走向长度根据矿井边界保护煤柱位置和集中运输巷和11201回风巷沿空留巷保护煤柱的位置，确定工作面可采走向长度130m,11202采走向长170m。三、采高该工作面煤层厚度为1.1，设计采用综采一次采全高工艺，采高1.10。四、煤柱尺寸沿空巷留设煤柱15m；11201回风巷与11201采空区保护煤柱为15m；11201工作面边界保护煤柱为20m。第三节 巷道断面设计根据工作面巷道布置以及煤层赋存情况，设计巷道均采用矩形断面，本设计参考采矿工程设计手册2003版进行设计。一、11201运输巷断面设计、巷道净宽Ba+b+c式中：B-巷道净宽；a1-非人行道侧
10、宽度，取0.45m；b-掘进机宽度，2.55m；c1-人行道侧宽度，取1m；将以上数据代入公式:B0.45+2.55+1.04m、巷道高度按设备最大高度验算：Hh1+h2+h3 式中：h1-设备高度，取1.7m（取转载机的高度） h2-设备顶端距巷道顶板高度0.5m；h3-工字钢厚度，取0.1m；将以上数据代入公式:H=1.7+0.5+0.1=2.3m。考虑该巷道受压变形等因素，确定施工高度为2.4m，亦可以满足设备运输要求。、巷道断面SBH=（4+2.8）2.4/28.16m2。、风速验算V皮= Q皮/(60S)式中：Q皮-皮带巷设计配风量，600m3/min（见第五章）；V皮-皮带巷风速；
11、将以上数据代入公式:V皮= Q皮/(60S)600/(608.16)=1.23m/s由于0.25 m/s1.23 m/s4 m/s，该巷道可以满足通风要求。二、11201、11202回风断面设计、巷道净宽Ba+b+c式中：B-巷道净宽；a1-非人行道侧宽度，取0.45m；b-掘进机宽度，2.55m；c1-人行道侧宽度，取1m；将以上数据代入公式:B0.45+2.55+1.04m、巷道高度该工作面12#煤层为薄煤层，煤层厚度1.1，巷道跟顶拉底掘进。按设备最大高度验算：Hh1+h2+h3 式中：h1-设备高度，取1.7m（取转载机的高度） h2-设备顶端距巷道顶板高度0.5m；h3-工字钢厚度，
12、取0.1m；将以上数据代入公式:H=1.7+0.5+0.1=2.3m。考虑该巷道受压变形等因素，确定施工高度为2.4m，亦可以满足设备运输要求。、巷道断面S（4+2.8）2.4/8.16m2。、按风速进行验算V回= Q回/(60S)式中：Q回-回风巷设计配风量，600m3/min（见第五章）V回-回风巷风速；将以上数据代入公式:V轨= 600/(608.16)=1.23m/s；0.25 m/s1.23m/s4 m/s，故11201、11202回风巷断面设计合理。三、切眼断面设计、切眼净宽支架最低高度0.75m时，长度为3.88m，考虑安装影响，切眼宽度设计为4.8m； 、切眼高度切眼跟顶掘进，
13、设计高度为1.8m。、切眼断面SBH=4.81.88.64m2。、按风速进行验算V切= Q切/(60S)式中：Q切-切眼设计配风量同皮带巷，600m3/min（见第五章）V切-切眼风速将以上数据代入公式:V切= 600/(608.64)=1.16 m /s0.25 m/s1.16 m/s4 m/s，故切眼断面设计合理。8、其它硐室断面设计绞车硐室：净宽3.6m，净高2.4m，深3.0m；油脂库、备件库及避难硐室：净宽3.6m，净高2.4m，深5.0m。9、巷道参数汇总一览表巷道参数汇总一览表序号巷道名称设计高度设计宽度断面积备注111201运输巷2.4m4m8.16m2211201回风巷、11
14、202回风巷2.4m4m8.16m23切眼1.8m4.8m8.64 m24绞车硐室/油脂库2.4m3.6m8.64m2深3m /5m 33m/5m5移变硐室2.4m3.6m8.64m2深5m第四节 巷道支护设计一、运输、回风巷支护设计1、支护设计理论本工作面根据悬吊理论设计支护参数。（参考袁和生编煤矿巷道锚杆支护技术1997版）2、参数计算依据及步骤根据工作面巷道布置位置，受采动影响最大，故首先确定的支护参数。（1）、巷道两帮破坏深度C的确定式中：K-应力集中系数，KKsKa=2.81.114=3.119；Ks-与巷道断面形状有关的应力集中系数，选取2.8；Ka-受临近工作面采空区影响的系数，
15、由下式确定：X-煤柱实际宽度， X15m；rm-老顶单向抗压强度，rm=60 MPa;h-采高,取最大采高，h1.25m；hi-直接顶厚度，取2.00m；cc-被巷道切割的煤层单向抗压强度，cc10 MPa；-巷道上覆岩层的平均容重， 25 kN/m3；H-巷道埋深， 202m；-煤层倾角， 3;hc-被巷道切割的煤层厚度，1.1m；l-巷道切割煤层（岩层）的最大宽度，3.7m；-煤层波松比，取0.45；-煤层内摩擦角，45；代入数据，得C1.236m表2.2 应力集中系数Ks的选取巷道形状炮 掘机 掘梯 形2.3表2.3 煤层的波松比煤层强度cc（MPa）300.50.450.40.3、巷道
16、顶板破坏高度b的确定对于顶板为均质岩层，b由下式确定式中：a-悬臂岩层的半跨距， 2.0m；C-巷道两帮破坏深度， 1.236m；-考虑水平应力作用的巷道侧压系数，0.818；表2.4 节理、层理发育程度分级表节理、层理分级发育程度分级很不发育不发育中等发育发育很发育节理间距D1（m）3130.410.10.42120.310.10.325t/m2，支架选型合理。二、端头支护采用单排密集柱、戴帽点柱、贴帮点柱配合端头支架支护两端头顶板。在端头落山侧支架顶梁与掩护梁交接延长线板梁下支设密集支柱，柱距0.3m，一柱一帽，柱帽垂直于工作面布置，密集柱回移步距为0.6m。当老山悬顶超过10m2时，采用
17、双排密集，“三花型”布置，排距0.6m。从密集柱起，在保险煤帮侧支设一排贴帮点柱至超前支护处。柱距为1.0m；从保险帮点柱起，以排距0.8m，柱距1.0m，向端头支架侧支设单体戴帽点柱，柱帽规格：长宽厚600150100mm。端头维护的单体必须迎山有力，单体的初撑力必须达到90kN，单体之间必须装防倒装置。三、超前支护（1）、两巷超前支护距离两巷超前支护长度不少于20m。（2）、两巷超前支护形式运输巷、回风巷均为梯工钢支护，间距为0.6m，两单体挑梁端100mm，。距工作面煤壁10m范围内，运输巷在满足人行道宽度的前提下，在板梁下距工作面煤帮侧紧贴转载机支设一排单体支柱，形成一梁三柱的支护形式
18、；运输巷在板梁下距保险煤帮侧单体0.8m处支设一排单体，形成一梁三柱的支护形式。两巷超前支护的单体必须垂直顶、底板，打成一条直线，单体支柱初撑力必须达到90kN以上，单体串拴牢固。如工作面压力较大，两巷顶板破碎、底鼓、人行道宽度不够等隐患时，应采取相应安全技术措施。四、遇地质构造时工作面顶板支护（1）、工作面顶帮破碎条件下支护当工作面顶板破碎以及工作面片帮严重时，必须及时带压拉架，并正确使用伸缩梁，工作面端面距大于340mm时，在该处每道支架的顶梁上穿入两根板梁，挑至煤壁，板梁穿入支架顶梁长度不少于1.0m。巷道内顶板破碎、压力大时，在“兀”型梁间加套板梁或圆木棚，板梁规格为1/2(2003500mm)，圆木规格为1803800mm，板梁（或圆木）上方用背板、柱帽勾顶，保证接顶严实，有效护顶，单体支柱的支设规定与超前支护中规定相同。（2）、过断层等特殊地带当工作面过断层或顶板破碎带时，必须及时带压拉架，工作面端面距大于340mm时，在该处每道支架的顶梁上穿入两根板梁，挑至煤壁，板梁穿入支架顶梁长度不少于1.0m。巷道内顶板破碎、压力大，底鼓、人行道宽度不够时，及时采取安全技术措施。回采过程中，如果地质条件变化较大，上述支护形式不能
