二1-21060综采工作面及瓦斯综合治理设计说明书(修订)平禹煤电公司白庙矿二00九年四月二十日目录第一章工作面概况及危险源分析第二章工作面工程设计第三章工作面各生产系统设计第四章专项设计2第五章注意事项及主要安全技术措施第一章工作面概况及危险源分析第一节工作面概况1、工作面位置21060采煤工作面北临21040采煤工作面,南接21080采煤工作面(未采),西部为井田边界,东靠二水平副暗斜井,工作面标高:-142~-192m,工作面范围75600m2。321060采煤工作面位于文殊镇贺庙村南,地表为村庄(正在搬迁中),地面对应标高254~288m,埋深396~480m。2、邻近煤层我矿开采山西组二1煤层,上部为三煤段,主要岩性为浅灰色灰绿色细—中粒岩屑石英砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成,含煤12层,其中仅三9煤偶尔可采,距矿井开采的二1煤层较远(110米)。下部为一煤段,主要岩性为砂岩、泥岩和灰岩组成,共含灰岩11层,常见8层,一煤段含煤10余层,多为薄煤层或煤线,仅一4煤偶尔达到可采厚度,根据钻孔资料分析,距二1煤层间距为30~87m。3、区内煤层赋存状况及地质情况煤层走向北东45°,倾向南东,平均倾角29°,根据其临近的21040工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析,该工作面煤层厚度自东北往西南逐渐变大,最薄2.5m,最厚10m,平均6m。顶板:伪顶:浅灰色,顶面为灰黑色,有细层理,泥质胶结,岩性为粉砂质泥岩,硬度系数为f=1.8直接顶:特性为浅灰白色,底面为黑色,以石英为主,含云母及黑色矿物,微含炭质,岩屑呈次圆状,硅质胶结,表面含有大量白云母碎片,岩性为中粒砂岩,硬度系数f=3~5。老顶:特性为浅白灰色,以石英为主,黑色矿物呈次棱角状,硅质胶结,岩性为细粒砂岩,硬度系数f=6~8。底板:直接底:特性为浅灰色,顶面为灰黑色,有细层4理,泥质胶结,岩性为粉砂质泥岩。老底:特征为浅白灰色,以石英为主,黑色矿物呈次棱角状,泥质胶结,岩性为细粒砂岩4、工作面设计采长及设计能力21060采煤工作面设计可采走向560m,采长120m,平均煤厚3.0m,可采储量26.2万吨。5第二节危险源分析及采掘工艺、采面设计生产能力确定6(一)危险源分析1、瓦斯情况该工作面煤层底板标高-142~-192m,根据矿井煤与瓦斯突出区域划分,该工作面处于煤与瓦斯突出危险区域(-145m以下),因此在巷道掘进及采面回采期间要严格执行“四位一体”综合防突措施,根据平煤天成公司2008年2月在机巷车场口测定煤层瓦斯压力为0.88MP,煤层瓦斯含量为7.2m3/t。2、地质构造根据上部21040采煤工作面掘进及回采期间的资料分析,该采面区域内地质构造简单,在局部地段可能会有小的褶区,对巷道施工及回采无大的影响。3、水文地质该工作面主要水源为顶板砂岩裂隙水和底板灰岩水,顶板砂岩单位涌水量为0.005升/s。顶板裂隙水的特点是水压高,水量小,补给不良,经流不畅,易于疏干;底板为太原组灰岩,太原组灰岩上段有L8-L11四层组成,平均厚度为10.79m,L8距煤层平均距离为12.14m,该含水层段厚度薄,储水能力差,动力补给弱,岩溶发育不均一,下段灰岩含燧石灰岩组成(L1-L4),层位稳定,总厚度平均为19m,L4距二1煤层底板平均46.39m,属底板间接充水含水层,单位涌水量为0.00042-2.07L/s,渗透系数0.0201-19.4m/d,渗透性较强,压力传递快,含水层非均质各项异性明显。该含水层段下距寒武系灰岩岩溶含水层较近,在断裂带附近会获得下伏含水层水的越流补给,造成采面突水。21060采面机巷水压预计为3.8MP(21040机巷3.15MP),因此,需对采面底板水文地质异常区进行验证治理工程,同时在机巷低阻异常区内打放水孔进行7疏水降压,即可保证采面安全开采。根据上采面(21040采面)在回采期间的涌水量,预计该采面正常涌水量在50m3/h,最大涌水量80m3/h。4、煤尘我矿所采二1煤层煤尘具有爆炸性,煤尘爆炸指数15.42-18.23%。5、矿压根据21040采煤工作面风、机巷在掘进期间的巷道压力情况分析,21060风、机巷在掘进期间巷道两帮(特别是上帮)会受到矿压的影响,容易出现片帮现象,顶板受矿压影响较小。在掘进期间应加强顶部及两帮管理,加强顶板离层观测及两帮压力观测。(二)工作面对地面建筑及水体的影响21060采煤工作面位于文殊镇贺庙村南,地面为村庄(正在搬迁中),采面塌陷范围内没有河流及水塘。(三)回采工艺工作面由于地质构造简单,煤层赋存较稳定。为实现高产高效,按综采工作面布置,由于煤层厚度为2.5~10m,常见厚度为6.0m左右,因此,采取分层开采。1、落煤选用MGTY300/700-1.1D型双滚筒采煤机落煤、装煤,双向割煤。2、装煤采用煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进行装煤。3、运煤工作面采用SGZ—764/500型刮板运输机运煤,运输机道采用SZZ—730/132转载机运煤,84、支架选型选用ZY5000-18/38型支撑掩护式液压支架。5、工作面支护形式液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列,中心距1.5m,伸出前梁及掩护梁的侧护板,保持架间无间隙,前梁端面距不超过340mm。6、端头支护上下端头使用长4mπ型钢梁,一梁三柱,交替迈步前移,移动步距0.6m。7、顶板管理采用全部跨落法。(四)掘进工艺最大控顶距最小控顶距9巷道均采用炮掘。(五)采面生产能力确定Q=L×D×m×γ×C×N=120×3.0×3.0×1.4×0.93×0.8=1125(t/d)式中:Q-------------工作面日生产能力,t/dL-------------工作面长度m,取120mD------------工作面日推进度m,取3.0mm-------------煤层平均采高m,取3.0mγ------------煤的容重t/m3,取1.4C-------------工作面回采率,中厚煤层取0.93N------------工作面正规循环作业系数,取0.8。工作面日生产能力为1125t/d。(六)瓦斯涌出量预测二1-21061综采工作面瓦斯涌出量预测采用分源预测法。按照矿井瓦斯涌出构成关系分别对掘进、回采两个阶段的瓦斯涌出量进行分析预测。一、掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量预测采用绝对瓦斯涌出量表达,可分为掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量和掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量两个方面。其关系为:q掘=q煤壁+q落煤q煤壁=D×v×q0×(2×(L/v)1/2-1)=9.8×0.017×8.0×10-4×103610=0.14m3/min式中:q煤壁——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min;D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m;对于薄及中厚煤层,D=2mo,mo为开采层厚度;对于厚煤层,D=2h+b,h及b分别为巷道的高度及宽度,为厚煤层D取9.8m;υ——巷道平均掘进速度,m/min,取0.017m/min;L——巷道长度,m,取540m;q0——煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2.min),取8.0×10-4m3/(m2.min)q落煤=S×v×r×(W0-WC)=S×v×r×(W0-WC)=12.6×0.017×1.4×(8.5-3)=1.6m3/min式中:q落煤——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量,m3/min:S——掘进巷道断面积,m2,取12.6m2;υ——巷道平均掘进速度,m/min,取0.017m/min;γ——煤的密度,t/m3,取1.4t/m3;W0——煤层原始瓦斯含量,m3/t,取8.5m3/t;Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t,取113m3/t。则:q掘=q煤壁+q落煤=0.14+1.6=1.74m3/min二、回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达,以24h为一个预测圆班,采用下式计算。q采=q开采+q邻近式中:q采——回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;q开采——开采层相对瓦斯涌出量,m3/t;q邻近——邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t,无邻近层。q开采=K1×K2×K3×Kf×(W0-WC)=1.3×1.1×0.8×1.5×(8.5-3)=9.4m3/tK1——围岩瓦斯涌出系数;K1值选取范围为1.1~1.3,取1.3;K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数来计算,取1.1;K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,取0.8;Kf——取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数,取1.5。则q采=q开采+q邻近12=9.4+0=9.4m3/t按日产1500t计,则:q采=9.4/1500/(24×60)=9.0m3/min三、回采工作面采空区瓦斯涌出量预测回采工作面采空区瓦斯涌出量为掘进瓦斯涌出量与回采工作面瓦斯涌出量之和的K′倍,K′取0.15。则:q采空=K′×(q掘+q采)=0.15×(1.74+9.0)=1.6m3/min工作面工程设计巷道布置示意图1321030专用回风-197.612Z=-133.539测1-194.149120m21060风巷切眼21040机巷副暗斜井主暗斜井专回下山21030风巷二联络巷三联络巷21030机巷21030机巷专回21030机巷运输巷21040机巷车场-150.5m-128.9A21060机巷低抽巷-129.67m-126.5m-128.3m-128.4m-129.3m-131.1m-130.1m停采线保护煤柱-133.11-155.759测3L=64m坡度+12°a=282°a=138°L=22m-199.7-186.84-177.197-150.57-17921060机巷a=276°L=44m坡度+8°-187.44a=225°L=28m坡度+2.78°L=580ma=231°坡度+2.78°L=587ma=231°坡度+2.78°L=500ma=231°21040机巷L=85m+22°50a=37°a=276°L=47m坡度+4°ABa=225°L=50ma=94°L=70m坡度-5°-142.4-188.6-191.5-186.3L=70m+11°a=30°L=43m-0°30a=30°1122第一节工作面巷道布置工作面按走向长壁布置,采面布置三条巷道:从上至下依次为风巷、机巷低抽巷、机巷,机、风两巷沿二1煤层顶板布置,低位巷布置在距二1煤层地板7m以下的上段灰岩内。①机巷低抽巷:机巷低抽巷:从机巷A点处以276°方位、+4°坡度施工斜巷47m,进入煤层底板7m后再以231°方位、+2.78°坡度施工500m机巷低抽巷(其中在施工至B点时以37°方位、+22°50坡度施工上山85m与21060风巷专用回风巷贯通,作为21060机巷低抽巷在掘进期间的专用回风巷),机巷低抽巷及切眼低抽巷内施工钻场20个(深度4m),工程量88m,总工程量为:712m。②机巷:从车场内开口,先以225°方位施工车场28m,然后以276°方位、+8°坡度施工斜巷44m,然后完善机巷回风和运输系统,工程量243m,最后以231°方位沿煤层顶板施工机巷587m到达切眼位置,总工程量:902m③风巷:从21040机巷口向西12.5m处以138°方位沿煤层顶板施工下山22m,然后以231°方位、+2.78°坡度施工风巷580m,后以135°方位沿煤层顶板施工下山120m与21060机巷贯通(风巷回风在21060风巷车场内施工,方位角282°,坡度+12°,15工程量64m,开口位置距专回口10m)工程量:786m。总工程量:2400m。第二节巷道断面支护设计机巷车场:设计断面形状为半圆拱锚喷支护,采用Φ20×2200mm等强树脂锚杆,间排距800mm×800mm,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。锚网必须前压后,上压下,搭接长度不少于100mm,且搭接处用铁丝捆扎牢固。设计掘进断面9.76m2;巷道宽3600mm,高3100mm,拱高1800mm,墙高1300mm。风、机巷专回:设计断面形状为半圆拱锚喷支护,采用Φ20×20