1151掘进工作面设计说明书

1、1151采面巷道布置设计说明书1。工作面地质情况1.1工作面基本情况该巷道位于安底背斜南段西南翼，为一单斜构造,+1060水平首采区顶部，龙潭煤系中下部沿5煤层等高线顺层施工;经调查上部曾经有大量小煤窑开采，西部为1121回风顺槽、1265运输石门联络巷和采区行人上山、轨道上山及回风上山，东南为已施工的1240进风石门和1273回风石门,在向南延伸时注意防止个别老窑深入，其余无其他采掘活动。该面工作面走向长659m,倾斜长200m，面积133225m2，工业储量363439吨，设计可采储量365267吨。1。2井上下对照关系地面位于猫猫冲至岩脚西一带，地形为缓斜坡局部呈凹字形地形，西南方向为长

2、兴灰岩形成的陡坎，北高南低。位于煤系中，地面多被农作物、灌木覆盖。无大的水体，零星居民建筑物分布。1.3煤层赋存情况5煤层走向为193°，倾向为287°，倾角为30°，该巷道沿5煤层顶部掘进，在1265运输石门F0305K0+116m处开始分岔，走向为193°,根据地质报告预测巷道东南方向煤层逐渐变薄,局部有起伏，巷道沿煤层倾角起伏变化。5#煤层为黑色,以半亮型煤，亮煤为主，其次为半暗煤,条痕色为黑色，玻璃光泽，块状结构，层状构造。参差状断口，硬度低,性脆，个别点相变为炭质泥岩，偶含少量黄铁矿晶粒，结构简单，个别点含一层粉砂岩夹矸。顶板多由细粒砂岩、粉砂

3、岩组成,个别工程点为粉砂岩、砂质泥岩,底板为细粒砂岩,个别点为砂质泥岩、泥岩。该煤层属于较稳定的大部可采煤层，可采率85.71。硬度系数f=0.52,上距3下煤层5。7514。02m，平均8.59m。煤厚03。70m，平均1。76m。2#煤层灰分10。05%26.17，平均18。77；硫分0.461。63%,平均0.95,属低中灰分低硫煤.1.4煤层顶底板情况老顶:粉砂质泥岩、粉砂岩;灰色中厚层状粉砂质泥岩,偶含黄铁矿晶粒，间夹粉砂岩条带；厚度5.6m。直接顶：炭质泥岩；深灰色中厚层状粉砂岩，夹薄层状细粒砂岩,偶含黄铁矿结核，底部含炭屑；厚度0.5m。伪顶：含碳屑泥岩;灰黑色薄层状含炭泥岩，夹

4、煤屑条带，含黄铁矿晶粒；厚度0。02m。直接底:砂质泥岩、泥质粉砂岩；灰色中厚层状泥质砂岩、泥质粉砂岩，夹煤屑条带，含黄铁矿晶粒；厚度0.6m。老底：泥质砂岩；深灰色薄中厚层状粉砂岩，夹薄层状砂质泥岩，含黄铁矿结核，底部夹煤屑条带;厚度5。0m。1.5地质构造及水文地质1。5。1地质构造情况1.5。1.1 1151回风顺槽位于安底背斜南段的西南翼，受背斜拉张作用的影响,区域内小构造特别发育,其中主要以小断层、层间错动、局部小褶皱为主，构造破坏煤层顶板的完整性，是地下水的主要通道；受安底不对称背斜东翼倾角较大影响，巷道掘进中给支护增加难度，煤层倾角在29°38°。1.5。1。

5、2 1151回风顺槽西侧靠近矿区内的控制性断层F2,倾向117°，倾角83°，落差最大为26m左右，其次生构造将会对该巷道掘进过程中的围岩稳定性和煤岩层起伏有一定影响.该断层将煤系顶底板含水层导通,对矿床充水影响较大。 1。5。1。3 根据1121回风顺槽揭露情况，小构造较多，说明受到构造挤压和错动，掘进中可能会遇到小断层和煤层挤压增厚变薄;1.5。1。4 煤层沿走向方向有起伏，巷道南北落差较大，南高北低，最低点位置低于+1265m，低于1265运输石门,巷道施工时，要加强支护、皮带运输和掘进机的管理，特别是排水设备设施的准备和备用。1。5。2水文地质情况1。5.2。1 该

6、巷道在煤系龙潭组中上部弱含水层中施工，煤层顶底板均为粉砂质泥岩和泥质砂岩，有较好的隔水性,煤层内部无涌水,对应地表及周围局部有低洼推测集水区，以及上部老窑水的影响。由于构造发育,顶底板完整性遭到破坏，通过构造裂隙会有少量的顶板裂隙水或局部的淋水现象出现，预计涌水量250m3/h，平均涌水量5 m3/h。1。5.2。2 根据地质报告资料和老窑水调查分析,经1121回风顺槽、1240进风石门和1273回风石门揭露情况未发现老窑迹象,1151回风顺槽向南延伸将靠近老窑采空区，可能受老窑水害威胁，掘进过程中必须先探后掘，防止水害事故发生，特别是老窑水的危害。1。5。2。3 施工过程中必须按设计施工排水

7、沟且必须趟底，低洼处必须设置水仓。1。5。2。4 巷道掘进时按1050m3/h的涌水量设计排水坑，提前准备和备用排水设备设施，严禁出现巷道大面积积水。1.6开采条件1。6.1瓦斯：瓦斯含量为13.3414。02m3/t，平均13.68m3/t。1。6.2煤尘:无煤尘爆炸性。1.6.3煤的自燃:煤自燃倾向性等级为级,不易自燃。1.6。4地温：低于26，无热害影响。1.6.5地压：正常。储量预算块段号走向长（m）倾斜长（m）（常值)斜面积(m2）煤厚（m）容 重(t/m3)工业储量(t）回采率()设计可采储量（t)16592001332251。761.5536343995345267合计13322

8、53634393452671.7工作面储量表1.2 1151采面储量统计表2。巷道布置2.1巷道布置设计主要依据2。1。1 5#煤补勘资料；2.1.2煤矿安全规程等相关技术政策及集团公司有关规定；2。1。3 雷公山煤矿首采区补充勘探5#煤层底板等高线图.2.2巷道布置2。2。1 1151回风顺槽在1265运输石门F0306控制点向前37.206m处开口，按方位角193°沿M5煤层顶板掘进，施工45m后缩小断面，往前沿5煤层顶板施工613。583m，到切眼开口位置。2。2.2 1151运输顺槽在1172抬高轨道石门处开口，方位角193°往前沿5#煤层顶板掘进施工675。690

9、m到切眼开口位置。2。3.3 1151工作面切眼布置在矿井首采区北边界，倾角为30°,长度为200m.2。3。4 1151回风顺槽工程量为680m；1151运输顺槽工程量为697m;1151回风顺槽回风联络巷工程量为13。68m；1151运输顺槽回风联络巷工程量为27.048m；1151统计成表格样式工作面切眼工程量为199。697m。1151工作面工程量合计为1617.425m。2。3。5 巷道布置拐点坐标及高程统计表巷道名称坐标方位说明XYZ1151回风顺槽（开口点)3021654.314335630816.5517+1265.45193°00001151切眼上口（回风

10、顺槽）3021012。610835630668.4028+1271.994283°00001151切眼下口（运输顺槽）3021051。514435630499.8928+1167.482103°00001151运输顺槽（开口点)3021709.886735630651.89+1172.303193°0000 附图：1151采面巷道布置施工设计图3.巷道断面及支护设计3。1巷道断面设计按工作面回采期间运输设备最大外形尺寸：1151回风顺槽设备最大外形尺寸宽2200mm、高2000mm,掘进期间采用机轨合一，安装采面时撤除皮带,只辅设轨道;运输顺槽采用机轨合一，设备最

11、大外形尺寸宽2200mm、高2300mm.按照煤矿安全规程要求，为保证巷道在最终变形后能满足通风、行人、运输等安全生产需要。1122回风顺槽机头段选用净断面：宽×高=4.71m×（4。125+1.8）m异形断面,正常段选用净断面宽×(高帮+矮帮）=3.71m×（3.666+1.8)m异形断面,切眼选用净断面宽×高=3。0m×2。0m矩形断面。1151运输顺槽机头段选用净断面：宽×高=4。5m×3。55m半圆拱形断面，正常段选用净断面宽×（高帮+矮帮）=4。21m×(3。941+1.8)m异形断面

12、.（具体断面尺寸见1151采面巷道布置施工设计图)3.2巷道支护设计3.2.1临时支护3.2.1。1支护形式及规格：采用吊挂前探梁作为临时支护,前探梁用89mm的钢管制作，长度为3。54。5m。3。2。1。2质量要求：碛头上同时使用三根前探梁均匀布置，用支护锚杆和吊环固定，吊环形式为可调式吊环，每根前探梁有用2个吊环悬吊，倾斜巷道前探梁必须使用防滑钩。3.2。2永久支护3.2.2.1支护形式：锚网+拱架支护。3。2.2.2支护材料：采用螺纹钢锚杆，直径为20×2200mm;锚杆托盘规格为10×110×110 mm;金属网采用10#铁丝制作的菱形网，顶部网规格为10

13、00×4600 mm，钢筋梯为10×100×4600 mm；高帮帮部网规格为1000×1700 mm，钢筋梯为10×100×1700 mm；帮部网规格为1000×4000mm，钢筋梯为10×100×4000 mm；网格规格为长×宽50×50 mm。3。2.2。3拱架：拱架形状为异性,采用12工字钢加工,拱架尺寸根据巷道断面大小进行加工。4.巷道施工工艺的选择4。1施工工艺的选择依据煤层赋存条件、现有管理、装备水平，采用综掘施工工艺。4.2装载运输采用一台EBZ135掘进机割煤,掘进机后

14、跟皮带运输机运输，形成掘进机跟皮带出煤系统。运输锚杆、网片、拱架采用专用平板车.4.3轨道铺设4.3。1规格型号：使用30kg/m的轨道,枕木规格长×宽×高1200mm×130mm×140mm. 4.3。2质量要求：轨道按中、腰线铺设平、直。轨距不大于606mm、不小于598mm;轨道接头的间隙不超过10mm；接头内错差、高低差不超过5mm ;轨道枕木间距不大于700mm；连接件齐全坚固有效、转弯、变坡接茬符合规定，同一型号钢轨必须集中使用，无杂拌道、轨枕无浮离、空吊板现象，轨道铺设要与巷道坡度方向一致,轨道中心线与巷道中心线偏差不大于100mm 。5.

15、主要设备选型与配备表5.1 主要设备型号及用量统计表施工地点设备名称型号使用量备用量单位合计备注1151工作面系统局部通风机BFDNO6。3/2×3022台4掘进机EBZ13520台2刮板机SGB620/40T 2×40KW20台2皮带运输机DT型2×37KW20台21240双速绞车JSDB1311台1小绞车JD2。533台3综保ZBZ-4。0M11台1凿岩机YT-28 型82台10硐室施工潜水泵BQW40-11-2。2（S）12台36.工作面设备安装顺序及采煤工艺6。1工作面设备安装顺序6.1.1横放倒退式安装：即支架切眼横放运输安装。6.1。1。1安装顺序为：

16、端头支架（也可从进风巷运入安装位置）、排头支架、运输机机头、中部槽、中间支架,依次类推,适当位置时停止安装支架，延长安装运输机中部槽超支架3架，安装采煤机,再安装支架、运输机尾部。最后进行运输机运转部分安装。具体安装顺序以回采工作面设备安装技术措施为准。6.1。1.2机巷的安装顺序为:端头支架、桥转机尾部、破碎机、桥转机中部槽、机头架、皮带机尾架、皮带中间架、皮带机头架。6。1.2竖放倒退式安装即支架切眼竖放安装,安装顺序与横放相似。工作面设备横放安装的优势在与安装速度快、安全、调架、连接方便。要求现场技术人员素质高、操作能力强。6。2采煤工艺6。2。1采煤方法根据矿装备水平、煤层倾角、厚度、

17、顶底板特性、瓦斯含量及回采经验等，工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。根据煤层赋存情况及工作面安装的支架、割煤机参数，确定工作面采高。6。2.2采煤工艺采用薄煤层类采煤机双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，利用滚筒自旋将煤破碎，并装入板输送机，当工作面煤层平均倾角大于35°时从机尾向机头单向下行割煤。6.2。2。1割煤工序采煤机进刀方式：斜切进刀，进刀过程具体如下：6.2。2.1。1当采煤机割到工作面端头时，将其后的刮板输送机移近煤壁,采煤机机身处尚留有一段下部煤；6。2.2.1.2调换两个滚筒上、下位置，并沿刮板输送机

18、弯曲段反向割入煤壁，直至采煤机进入运输机直线段为止，然后将运输机移直;6.2。2.1.3再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至端头处；6。2。2.1。4将三角煤割掉、煤壁割直后，再次调换两个滚筒上、下位置,返程正常割煤。6。2。2。2进刀距离的确定D=2L采+L运弯式中:D进刀距离，m； L采采煤机机身长，最大长度为12.784m； L运弯刮板输送机弯曲段长度，取15m；把以上数据带入式中,得D=2×12.784+15=40.568m进刀距离取41m.6.2.2。3移架工序采用追机移架的方式，在采煤机割煤后,先移支架，再移刮板输送机。即割煤-移架-移刮板输送机。正常移架要滞后采煤机

19、后滚筒35架，移架步距为0.6m。6。2.3回采工艺说明及要求6。2.3。1落煤方式采用薄煤层型采煤机螺旋滚筒截割落煤。采用斜切进刀方式,进刀深度为0.6 m，斜切进刀段长度不小于41 m.采煤机正常割煤时采用前滚筒在上部割顶煤(包括伪顶),后滚筒在下部割底煤的方式割煤.采煤机牵引方式为电牵引。采煤机以03.0 m/min的速度向上(下)割煤，割透风、机巷煤帮；煤层平均倾角大于35°时，只能从机尾向机头方向下行割煤。当采煤机无法割透风、机巷煤帮时,采用煤电钻打眼、放炮落煤，人工攉煤。7.生产系统说明表7。1 生产系统说明表系统名称1151回风顺槽、切眼线路说明通风系统进风局扇（安装在

20、1265运输石门防突风门外)碛头回风碛头1151回风顺槽回风联络巷回风斜井地面。防尘供水地面水池进风斜井1240进风石门碛头.动力供应系统供电中央变电所1265临时配电点碛头。压风压风机出风口进风斜井1240进风石门碛头.运输系统出煤1151回风顺槽工作面下煤立眼联络巷12401165溜煤眼1165运输石门11651085溜矸眼采区矸仓主平硐地面。排矸1151回风顺槽工作面下煤立眼联络巷12401165溜煤眼1165运输石门11651085溜矸眼采区矸仓主平硐排矸斜井地面。运料地面主平硐轨道上山下部车场采区轨道上山联络巷碛头。其它系统排水1151回风顺槽工作面下煤立眼联络巷轨道上山上部车场轨道上山轨道上山下部车场主平硐地面。通讯地面主平硐轨道上山下部车场轨道上山轨道上山上部车场下煤立眼联络巷碛头.系统名称1151运输顺槽线路说明通防系统进风局扇（安装在1172抬高轨道石门）1151运输顺槽机头段碛头。回风碛头1151运输顺槽回风联络巷1179回风石门回风上山1273总回风石门回风斜井地面。防尘供水地面水池主平硐轨道上山下部车场轨道上山1165甩道1165运输石门1172抬高轨道石门碛头。动力供应系统供电采区变电所1172临时配电点碛头。压风压风机出风口回风斜井、回风上山1179回风石门1165运输石门117