弘利煤矿东二采区西翼A9面设计方案说明书

弘利煤矿东二采区西翼A9面设计方案矿审批：矿长：月日总工程师：月日主管矿长：月日生产矿长：月日机电矿长：月日安全矿长：月日技术副总：月日机电副总：月日安全副总：月日通风副总：月日生产副总：月日安检科：月日调度室：月日第一节开采条件一、东二采区西翼A9工作面位置及井上下关系东翼二采区巷道走向为西—东。地面相对位置在东二采区斜风井往东南182m处，巷道垂直位置地面上部无任何建筑、无河流，；除上部覆盖层外，对本施工没有其它影响，巷道水平标高为+1972m水平，回风巷施工范围往西掘进342m停头，然后掘伪斜切眼85m。二、煤（岩）层产状、厚度、结构、煤层含煤地层为侏罗系塔里奇克组，为一套湖沼湘含煤建造，煤层在走向较稳定，煤层产状为走向近东西倾向南，倾角78°—83°，煤层结果简单。依照实际揭露煤层情况来看，A9煤层和A6煤层层间为25m左右。三、煤层瓦斯涌出量、发怒期、煤尘爆炸危险性1、本工作面瓦斯绝对涌出量为1.47m3/min.2、自燃发怒倾向：属易发怒自燃煤层，发怒期为3—6个月。3、煤尘爆炸危险性：本矿煤层具备爆炸危险性。四、地质结构煤层所在地层位置基本无大断层、褶曲等复杂地质结构，使煤层从走向上稍微发生改变，煤层顶板为炭质粉砂岩，底板为炭质泥岩，煤层较稳定、结构简单。五、含水层位置及预算最大含水量依照生产地质汇报提供关于资料，煤层基岩主要接收大气降水及涣散含水层补给，沿基岩裂隙—孔隙渗透是主要通道。煤层所在地层孔隙、裂隙不发育，透水性极弱，地层所含岩层隔水性好。巷道内只有局部有淋水现象，且淋水量不大，井下水主要是由地表裂隙和孔隙渗透，实际生产过程中矿井最大涌水量为3m3∕h左右。六、采空区积水及其它积水情况工作面附近及所在地点无积水巷道及采空区。现在该工作面主要积水起源为煤（岩）层裂隙及该工作面上部含水层；另外巷道内只有局部有淋水现象，对施工影响不大，但在施工过程中严格按“先探后掘”标准施工，必须做好探水工作。第二节巷道布置及主要生产系统一、设计方案经东二采区A9集中运输巷和东二采区西翼+1925m配风巷实际揭露情况看，A9工作面煤层厚度为1.7m，赋存稳定，为可采煤层。故将东二采区西翼A9工作面确定为矿井备采工作面。二、巷道布置工作面运输巷道位于+1925m水平A9煤层中，首先掘进12m与东二采区轨道上山贯通，然后在距东二采区轨道上山453m处向上掘切眼28°与回风巷贯通；回风巷在+1972水平A9煤层中布置。三、巷道断面设计1、巷道参数设计（1）工作面运输、回风巷：净宽2.3m,净高2.1m。设计掘进宽度2.5m,掘进高度2.2m。三心拱断面,净面积5.5m²,设计掘进面积6.1m²。（2）工作面切眼：净宽1.6m,净高1.7m。设计掘进宽度1.8m,掘进高度1.8m。矩形断面,净面积2.72m2,设计掘进面积3.24m2。三个小眼：净宽1.0m,设计掘进宽度1.2m；矩形断面,净面积1m2,设计掘进面积1.4m2。2、巷道支护形式确定工作面运输、回风巷沿煤层顶板掘进,结合地质条件,顶板完整，经力学试验计算能满足安全，选取锚网索联合支护方式,锚网加固顶板及两帮煤层,锚索为加强支护。锚网索支护规格：锚杆为Φ18*1800mm，间排距700×700mm，锚杆外露小于50mm，联网间距为100mm。锚索沿巷中单排布置，排距2100mm。锚索规格为Φ17.6*7000mm，设计锚固力260.7KN，预紧力大于150KN，外露长度≤200mm。煤层破碎段采取11#工字钢加强支护，背板采取不然材料，巷道顶帮必须背紧刹严。工作面切眼采取锚网支护，支护规格同上。三、掘进工程量名称工程量(m)煤岩别净断面(m2)回风巷342煤5.5切眼85煤2.72小眼15煤5.5联络巷10煤2.72运输巷12煤5.5共计464五、主要生产系统（一）回采期间1、工作面运煤：A9工作面→+1925m运输巷→+1915mA9集中运输巷→运输石门→井底车场→混合提升井→地面2、运料：a、工作面运输巷运料：混合提升井→井底车场→+1915mA9集中运输巷→东二采区轨道上山→工作面运输巷→工作面b、工作面回风巷运料：混合提升井→井底车场→+1915mA9集中运输巷→东二采区轨道上山→+1972m水平运料联络巷→工作面回风巷→工作面3、工作面通风：地面（新鲜风）→混合提升井→+1915m水平车场→+1915m水平绕道运输石门→+1915m水平A9集中运输巷→+1925m水平工作面运输巷→进风眼→A9工作面（乏风）→+1972m工作面回风巷→东二采区专用回风巷→风井→地面。（二）掘进期间1、工作面运煤：回风巷：A9工作面回风巷→+1972m回风巷→A6回风上山→+1915mA6工作面运输巷→运输石门→A9集中运输巷→运输绕道石门→井底车场→混合提升井→地面切眼：切眼→溜煤小眼→A9集中运输巷→运输绕道石门→井底车场→混合提升井→地面运输巷：A9工作面运输巷→溜煤小眼→A9集中运输巷→运输绕道石门→井底车场→混合提升井→地面2、运料：a、工作面运输巷运料：混合提升井→井底车场→+1915mA9集中运输巷→东二采区轨道上山→工作面运输巷→工作面b、工作面回风巷运料：主斜井→井底车场→+1915mA9集中运输巷→东二轨道上山→+1972m水平专用回风巷→工作面回风巷→工作面3、工作面通风：A9工作面回风巷：A9集中运输巷→东二采区轨道上山→风机→A9工作面回风巷→采区专用回风巷→风井切眼：A9运输巷→风机→工作面→东翼A6回风上山→+1982m回风巷→风井→地面A9工作面运输巷：A9集中运输巷→风机→工作面→东翼A6回风上山→+1982m回风巷→风井→地面六、附图1、东二采区A9工作面及巷道布置图。第三节采掘工艺及生产能力一、采煤方法开采A9工作面时选取走向长壁伪倾斜多边形柔性掩护支架一次采全高，爆破落煤采煤法。采取全部跨落法管理顶板。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型采煤：选取QMZ-2/8风煤钻打眼，爆破落煤。装煤：回采工作面采出煤经搪瓷溜槽溜入溜煤眼后，由人工放开溜煤眼挡板，煤经放煤漏斗放入运输巷矿车内。洒落在底板上煤由放煤工用工具铲入矿车内。运煤：装满煤炭矿车，经电机车牵引到+1915m井底车场，最终，由串车提升经主斜井到地面。设备配置明细表设备名称设备型号数量备用数量馈电开关DW-3501真空磁力开关QCB-81521照明综保BZZL-4.011可逆开关11乳化泵站BRW80/2011风煤钻QMZ-2/81111KW局扇FBDNO5.6/2*111吊葫芦5吨1蓄电池电机车2.5吨22矿车KFV1.1型2012单体DW2550柔性掩护支架11号工字钢630三、掘进工艺1、巷道开口掘进采取钻爆法，人工装煤，40T刮板输送机搪瓷溜槽运煤。蓄电机车牵引1吨固定式矿车接力运输。2、施工工艺：安全确认—爆破落煤---人工出煤--审帮问顶--联网背顶--打顶帮锚杆--打锚索。四、生产能力A9工作面长度85m，煤厚1.7m，容重1.35t/m3，每日一个循环，进度1.3m，工作面回采率按95%计算，本工作面日生产能力为：A=L.M.Υ.E.K=85×1.7×1.35×1.3×95％=241(t)式中：A――工作面日生产能力，t/dM――煤层厚度，mΥ――容重，t/m3E――日进度，mK――工作面回采率，%工作面服务年限：T=Q/A.K1=30126/241×95%=119天＝3.9(月)式中：T――回采工作面服务年限，月Q――工作面可采储量，tK1――正规循环率，95%第四节通风、瓦斯、煤尘及监测设计一、通风部分（一）采煤工作面风量计算1、按人数计算:Q=4N=4×12=48m3/min=0.8m3/s式中:N-回采工作面最多人数，取12。2、按瓦斯涌出量计算:Q回采=100×q绝对×k采通=100×1.47×2=294m3/min=4.9m3/s式中：Q首采---首采煤工作面实际需要风量；m3/sq绝对---回采工作面最大预测绝对瓦斯涌出量；取1.47m3/mink----采煤工作面瓦斯涌出量不均匀备用风量系数，取2注明：采煤工作面分配风量时,必须考虑工作面上隅角引风所需风量。3、按工作面风速计算:《规程》要求，采煤工作面最高风速≯4m/s，最低风速≮0.25m/s按最低风速验算:回采工作面最低风速为0.25m/sQ采≥60×v×S=60×0.25×3=45m3/min=0.75m3/s式中：Q采----回采工作面实际需要风量；m3/sv---回采工作面最低风速；0.25m/sS---回采工作面平均断面；3m2按最大风速验算：回采工作面最大风速为4m/sQ采≤60×v×S=60×4×3=720m3/min=12m3/s式中：Q采-----回采工作面实际需要风量；m3/sv---回采工作面最高风速；4m/sS---回采工作面平均断面；3m2依照以上几个方法计算后取最大值48m3/s，符合《煤矿安全规程》特要求。0.75m3/s≤Q采≤12m3/s0.75m3/s≤4.9m3/s≤12m3/s工作面风量取294m3/min，满足生产需要。（二）掘进工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算；QCH4=100×q绝对×k=100×0.32m3/min×2=64m3/min式中：q绝对---掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.32m3/min；k-----掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2；2、按炸药量计算；为确保施工安全、预防垮落现象，本工作面采取分次打眼、分次装药、分次爆破施工法进行施工。其中辅助眼炸药量最多，取3.5Kg。QCH4=25×A=25×3.5=87.5m3/min式中：A--一次爆破炸药量，3.5Kg25---每千克炸药爆破后所需风量；m3/min3、按人数计算；QCH4=4×6=24m3/min式中：4---每人每分钟所需风量，m3/min；6---工作面同时最多人数；5人4、按局部通风机实际通风能力计算依照以上计算数据，采取FBD№5.6/2*11KW局部通风机，能满足工作面通风需求，吸风量为200—400m3/min；通常取220m3/minQCH4=Q局扇×Ii×1.2=220×1.2=264m3/min式中：Ii--掘进工作面同时使用局扇台数1.2---局部通风机吸循环风量备用系数Q局扇---局部扇风机吸风量；220m3/min依照以上计算数值，工作面所需实际风量为264m3/min，依照《煤矿安全规程》一百二十八条要求全风压供给局部通风机安装位置负压风量大于局部通风机最大吸入风量要求，需要分配320m3/min，符合《规程》要求。工作面选取一台FBD№5.6/2*11/2*11KW对旋式局部通风机。5、风速验算1、按最低风速验算工作面最低风速为0.25m/s；工作面最低风量为：Q最低=60×v×s=15×6.1=91.5m3/min;式中：v---掘进工作面最低风速，m/s;s---掘进断面，6.1m2;2、按最高风速验算最高风速为4m/s；工作面最高风量为：Q最高=60×V×S=240×6.1=1464m3/min；式中：V---掘进工作面最高风速，m/s;S---掘进断面，6.1m2；经计算可知91.5m3/min＜264m3/min＜1464m3/min,符合《安全规程》要求。二、瓦斯防治及监测监控设计1、安全监测仪表设置⑴、监测探头悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作面瓦斯进行检测。电工在检修地点20m范围内甲烷浓度不超限时，方可进行检修，有报警信号时必须停顿作业，立刻处理。安装、使用必须符合通风管理要求。⑵掘进中煤巷和岩巷均应安设瓦斯传感器、温度传感器，全部局部通风机安设开停传感器，主要风门安设开关传感器，全部局部通风机安设开停传感器，通风区负责安装和日常维护。2、采掘工作面瓦斯检验员、放炮员、区队长、班组长、电钳工、矿管理人员入井时，要随身携带便携式瓦斯监测仪。3、禁止瓦斯超限作业，在采掘过程中，采取方法，预防瓦斯积聚。4、严格执行《煤矿安全规程》第136-141条、149、160-171条中关于瓦斯防治及监测监控管理要求。三、防尘设计1、防尘只能使用铁管，禁止使用塑料管。2、每50m安装一个水幕头对巷道定时进行降尘。3、确保降尘管子正常有水，管子必须悬挂平直。4、实施湿式钻眼，爆破前后和装煤岩撒水灭尘，爆破必须使用水泡泥。5、工作面全部工作人员都必须佩戴防尘口罩。6、正常冲刷巷道顶帮和管路上粉尘。7、距工作面10m范围内安设一个水幕头，在放炮前要打开，放完炮后对工作面先进行降尘，然后关闭。8、工作面回风路水幕必须常开，不得随意关闭。9、严格执行《煤矿安全规程》152、154条中关于粉尘治理要求。第五节供电一、供电方式该工作面电源来自井下变电所，660v电压经专用阻燃电缆进入工作面设备安装地点，供电方式为集中供电。二、工作面设备选型表5设备名称设备型号电机功率（KW）台数局扇FBDJ№5.6/2*11型111第六节安全技术方法一、预防水灾方法1、加强水文地质工作，查明水文地质条件。采掘过程中要做到“有疑必探，先探后掘”。2、在巷道低洼处安设排水设备，其排水能力不低于工作面最大涌水量。正常情况下工作面最大涌水量按3m3/h预计。3、严格按防探水计划设计进行施工。4、施工中发觉透水征兆时，要立刻停顿工作撤出人员，由班组长及时向调度室和区值班室汇报，未经同意不准前进。二、瓦斯管理方法1、加强瓦斯检验和监测工作，严格按要求进行检验。2、放炮员必须经过专门培训，严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”。3、严格执行瓦斯巡回检验和交接班制度，检验次数和检验点数符合要求，禁止空班漏检。4、掘进工作面必须使用双风机双电源并实现自动切换，安装风电闭锁和瓦斯电闭锁装置，停风必须停电。重新开启风机必须由瓦斯员检验瓦斯情况，严格按《煤矿安全规程》执行。5、在回采期间，要及时卸掉上下隅角顶锚杆托盘，进行强制放顶，减小空顶面积，预防瓦斯积聚。三、综合防尘管理1、定时或不定时冲洗或清扫巷壁以及支架上煤尘。2、加强掘进工作面通风，合理配风，满足生产需求。3、必须使用水炮泥堵塞炮眼，采取湿式打眼。放炮后使用喷雾系统进行捕尘、降尘。4、作业人员配戴防尘口罩，预防粉尘危害身体健康。5、必须经常冲洗或清扫巷道两帮、支架、设备等上面煤尘，运输和回风巷道应按规程要求进行冲刷，最少每星期一次。6、矿井防尘管路必须跟着掘进工作面进行敷设，而且按要求安设降尘用阀门。四、施工技术要求及注意事项煤巷锚杆支护是一个技术含量较高新型支护形式，所以各项工作必须按煤巷锚杆支护技术规范关要求执行。1、顶锚杆距前头最大控顶距顶板完整时不超出1.6m，顶板不完整时不超出0.8m，锚索距前头不超出3m。顶板完好时帮锚杆距前头不超出2排（1.4m），片帮严重时，要随掘随打锚杆。2、锚杆间排距要依照巷道情况适当调整，顶板压力较大但顶板完好时，适当缩小锚杆排距。当顶板条件恶化或碰到地质条件异常，与设计要求不符时，及时与设计人员联络修改支护方式，制订补充方法，确保施工顺利进行和安全生产。3、锚杆支护工作由外向里进行，暂时支护必须紧跟迎头，禁止空顶作业。顶板有伪顶时，必须找掉，不然施工过后易出现网兜，从而使锚杆失去支护效果，破坏了完整“组合梁”，极易造成顶板离层乃至冒顶事故。4、锚杆钻孔前应依照设计要求确定孔位，作出显著标识，以确保其间排距符合设计要求。锚杆孔位误差不超出100mm。但锚杆支护密度不得小于设计支护密度。5、钻锚杆孔时要在钻杆上作出标识，钻孔深度大于锚杆有效长度，且小于锚杆有效长度30mm。煤帮钻孔打眼前要先将煤壁刷齐至实帮，以确保钻孔有效深度符合要求。6、锚杆孔轴向偏差应控制在5°之内。7、锚杆孔内煤岩粉要吹洗洁净后再进行锚杆安装，锚杆端部必须推至孔底。8、锚杆安装尽可能用锚杆机具作为安装工具，实现锚杆快速安装。装药卷之前先检验锚杆孔质量（深度、角度），锚杆构件是否齐全、待装药卷是否硬化、过期或损坏等，不符合要求禁止使用。9、安装时先装快速药卷，再装慢速药卷，用锚杆将药卷送至孔底后再开机进行搅拌，且边搅拌边用力向孔底推进锚杆，待药卷都得到充分搅拌后停机。10、药卷搅拌时间大于30秒，并连续进行，中途不得中止。待搅拌30秒钟后上托盘，上托盘后锚杆尾部螺纹外露不得大于50mm。11、假如未用快速安装器，拧紧螺母必须使用扭矩扳手，顶帮锚杆螺母预紧扭矩大于80N.M。12、顶锚杆锚固力不得小于80KN，帮锚杆不得低于40KN。13、顶、帮锚杆孔每孔一次装入二支树脂药卷。14、托盘必须按设计要求施工，不得出现线接触或点接触，不然要用楔子楔紧垫实。15、顶帮铺设塑料网时，搭接长度大于100mm，搭接处每200mm用铅丝联接。网必须在暂时支护前铺好并拉紧，紧贴岩面，不得松弛，同时用暂时支护固定。16、锚网要紧贴岩面，随顶板起伏改变而改变。顶板起伏改变较大时，加打锚杆，以防造成空顶。17、距掘进头30m以内巷道要经常派人巡视，发觉螺母松动或失效锚杆，要及时上紧或补打。禁止用正规支护锚杆及锚索起吊重物。18、后路顶板破碎出现网兜时，及时与设计人员联络修改支护方式。19、施工前施工队伍必须经过严格培训，使其了解施工意图，掌握关于机具性能和操作方法，严格按设计要求进行施工。20、巷道每掘30～50m或安设300根锚杆必须进行一组（3根）锚杆拉拔加载试验，拉拔加载至锚杆设计锚固力90％。有一根不合格再抽检一组，若第一组抽检有两根（含两根）以上或第二组抽检仍达不到上述要求，要立刻停顿作业，查明原因，及时采取方法。21、每班抽样一组（3个）螺母，采取扭矩扳手对螺母扭矩进行检验，每个螺母扭紧力矩应大于100N.m。若其中一个不符合要求，将扭矩不足螺母拧紧即可，超出两个须将本班所安装螺母全部拧紧一遍。22、设计或支护材料变更时，要做对应拉拔试验。拉拔试验后要及时拧紧螺母，锚杆失效要重新补打锚杆。23、锚索间排距严格按设计要求掌握，锚索打在两排锚杆之间，禁止用锚索代替锚杆位置。24、巷道顶板完整时采取点式锚索支护，顶板裂隙较发育时与设计人员联络，采取锚索配20＃槽钢支护。树脂锚固剂凝固1小时后可进行张拉预紧，上托盘，锚索托盘必须紧贴岩面。总之，煤巷锚杆支护是一个全方位、隐蔽性系统过程，必须使每个步骤都达成“规范”要求，这么才能使我矿锚网支护健康发展，杜绝顶板事故，确保安全生产。第七节锚杆支护观察煤层巷道顶板（或围岩）活动主要表现是离层（包含碎胀），下沉、冒顶。因为锚杆支护巷道顶板活动情况隐蔽性,巷道冒顶预兆不易被人们发觉,甚至在冒顶时无机会躲避,所以进行观察监控设计,为安全生产提供确保。一、观察目标:1、井下作业人员可随时观察巷道