92714工作面及切眼设计说明
92714大煤轻放工作面设计说明书
（第四节为切眼设计）
一、工作面设计依据
1)薛村矿技术科地质组提供的《92714大煤轻放工作面掘进地质说明》。
2)92712及七盘区各已采轻放工作面矿压参数及接露观测资料。
二、地质概况
2.1 、工作面概况:
该区东至上下风道和F3断层该防水煤柱，北至92602工作面采空区和东风井改造煤柱，西至92712工作面采空区，南至七盘区皮带机到、轨道和回风道。工作面标高-180至-340米。
工作面地表有西小屯水库东北部和冲沟，其它为耕地。地表距煤层顶面铅直距离为，372.2—477.3m，地面标高+192.2--+197.3米。
工作面走向长度358米，倾斜长度平均112米，煤厚5.5米,工作面可采储量30.3万吨。
2.2 、地质构造:
2.3、水文地质情况
该区水文地质条件简单，其主要含水层为大煤老顶砂岩裂隙水，工作面掘进期间大煤老顶砂岩局部有涌水需疏排水仓老空水，预计正常涌水量0.2 m3/min，最大0.5 m3/min，做好排水工作。
该工作面有9043和9046两个钻孔，其中9043因塌孔未封孔。掘进时应特别注意该钻孔对生产的影响。
该工作面北部发育一陷落柱，92712工作面和92602工作面掘进时曾揭露该陷落柱，无水。掘进过陷落柱时做好防水工作。
施工过程中应配备相应能力的排水设备，以防影响生产及安全。
2.4 、煤层及煤层顶、底板情况:
该煤层属稳定煤层，结构复杂。含有两层次之煤条带，两层夹矸，上层矸距顶0.3m～0.5m，厚0.05m，底夹矸距煤层底板1.4m，厚0.1m～0.2m。煤层总厚5.5米，煤层倾斜角度25-44°度，平均34°度。
老顶为中细砂岩，灰白色，以石英长石为主，泥钙质胶结，上部为粉砂互层状，含水。
直接顶为粉砂岩，深灰色,细晶质,裂隙发育, 含植物化石，节理发育，与煤层交接处，有厚0～0.3m泥岩。
伪顶为泥岩，灰黑色，易跨落
直接底为粉砂岩，灰黑，夹深灰色，上部含植物化石，中部含硅质结核，呈层状分布，层理发育。
老底为细砂岩，厚度2--3米，灰色，分选性差，以石英长石为主,泥钙质胶结。
2.5、瓦斯、煤尘等情况:
掘进中瓦斯涌出量正常为1.0—1.5m3／min，回采时瓦斯涌出量为12 m3／min，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为18.23—21.97%。
煤层属Ⅲ类不易自燃煤层。-280以上无煤与瓦斯突出危险性，-280以下突出煤层进行管理。
2.6、矿压资料:
根据七盘区相临工作面矿压资料收集，结合本工作面的地质条件，提供下列矿压参数。
(1)顶板压力0.35--0.45MPa
(2)顶、底板移近量为180--250毫米，底板抗压强度3--4MPa。
(3)周期来压步距8--15米，顺槽超前支撑压力范围不少于8米。
2.7相邻工作面地质、支护情况：
七盘区里部揭露工作面地质揭露情况看，煤层倾角变化较大，顶煤松软冒落严重，在施工中应加强管理。同时采用U36型钢支护规格能满足生产要求，巷道支护强度满足设计要求。
三、巷道布置
3.1、巷道布置说明
本工作面采用轻放采煤工艺，选用走向长壁后退式采煤法。根
据掘进和回采需要以及本工作面的瓦斯赋存情况，工作面布置溜子道、运料巷两条顺槽巷道，同时因消突需要布置一段消突巷。溜子道、运料巷、切眼均中线摸大煤底掘进；消突巷摸大煤顶板掘进。
1）运料石门从下风道56#前21.5米开口掘进，方位
238°13'51''，先掘5米平巷后起坡21°再掘38米，然后掘平巷15米后见大煤后拐线平走方位177°，平走36米后再拐线方位
210°56'43''，平走5米后以24度坡见大煤顶板后沿大煤顶板掘进，掘进162.5米后变平掘进8米拐线方位351°43'20''，预计掘进22米后见大煤顶板，沿大煤顶掘进5米后下栽摸大煤底板，掘进306米达到切眼位置。（见剖面图）。
2) 回风石门：回风石门从上风道49#前35米处开口，方位角133°40'，先平走掘进14米后拐线。方位213°17'，掘5米平巷后起坡21°掘进76米后变平，预计掘进5米后摸住大煤顶板，摸大
（见煤顶板掘进拐线方位351°58'44''掘进22米后与外运料巷相透，
剖面图）。
3）辅助出煤眼：从七盘区煤柱出煤眼35#前9米开口，方位11°2'45''，沿大煤顶板掘进，掘115米后拐线，方位82°43'35''，再掘135米拐线，方位171°43'20''，下栽至大煤底板预计掘进15米后到达切眼位置。
5）工作面出煤巷、溜子道：从七盘区煤柱工作面54#前8米开口，方位124°56'35''，掘进71米与92712出煤眼贯通，然后从712出煤眼6#前17米出开口，方位71°59'，掘进98米与溜子道贯通，
然后掘进溜子道，方位351°43'20'沿大煤顶板掘进33米后下栽摸大煤底板，沿大煤底掘进382米到达切眼位置。
6）、消突巷：消突巷自溜子道坐标（38523236、4044558）处开口），开口后起坡摸大煤顶板沿大煤顶板布置，方位29°29'13''，施工37米后拐线，方位351°54'15''施工193米后拐线，方位314°57'28''掘进39米后到达溜子道设计位置。
6)切眼：切眼垂直运料巷、溜子道布置，方位82°43'35''，摸大煤底板掘进，预计工程量116.5米。
工作面各巷道的开口及拐线位置、巷道方位、坡度和长度等具体布置方式及设计停采线位置，详见工作面平剖面图。
3.2、巷道断面选择及支护说明
3.2.1、巷道断面及支护形式选择
工作面采用轻放回采工艺，选用ZFZ2000--16/24液压支架支护顶板，故溜子道、运料巷均采用U36型钢支护，棚距700毫米，设计岩巷段采用锚喷支护。具体见施工断面图。
巷道断面规格表表2
3.2.2支护形式说明：
1）岩巷：采用锚网喷支护，锚杆采用树脂锚杆，杆体用φ
20mm20MnSi左旋高强度无纵筋螺纹钢制成，长1800mm,间排距
700*700，交错布置，底锚杆与水平夹角30°，每根锚杆用两个
ZK2835药圈和两个CK2835药圈，钢筋网采用φ6mm钢筋焊接而成，网片规格1500mm*800mm,网孔150*150mm,搭接长度为100mm。喷射C20砼100mm(包括初喷50mm）。
锚杆设计长度为1.8m，按组合拱理论计算得：根据围岩松动圈支护原理：该掘进工作面所处岩石稳定程度中等。松动圈范围400—1000mm。
b=（L*tanα-a）/tanα
b---加固供厚度
L---锚杆有效长度，m；
α----锚杆在松散岩体中的控制角（度）；（对于破裂岩体取45度比较安全）
a-----锚杆的间距。（锚杆排距等于锚杆间距等于0.7m）锚杆长度设计为1.8m，代入公式可得加固供厚度
b=（1.8*tan45°-a）即b=1.8-0.7=1.1m，加固拱厚度是砌碹厚度的2倍多，符合要求。
锚杆直径选择：
锚杆杆体直径计算：根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，则d2=35.52*Q/σt
Q---设计锚固力64KN，
σt------杆体材料抗拉强度235
代入数据得锚杆直径d=18.51mm，取20 mm满足支护要求。
2）U型钢支护：塑料网配合搪材裱背，支架间距700mm, 搪材间距400mm。
3）锚网带支护：摸大煤顶板巷道采用锚网带支护，顶锚杆采用树脂锚杆，杆体用φ20mm20MnSi左旋高强度无纵筋螺纹钢制成，长2400mm，锚索是由7根直径6 mm钢丝组成的钢铰线,直径18.9 mm，低松弛级，强度1860 MPa，破坏负荷375 KN,长4000mm。每排锚杆、锚索配一条3200*300*3mm W型钢板联合支护。锚杆、锚索的间距为700mm,排距为700mm,角锚杆布置与顶板成30度角，每根锚杆用两个Z2835药圈，锚索锚固长度1564 mm，每孔五支药卷分别是两支CK2330、三支Z2345，每根锚索后配一块160*160*16的钢托板一块。巷帮煤体采用锚网支护，锚杆采用树脂锚杆，杆体用φ20mm20MnSi 左旋高强度无纵筋螺纹钢制成，长1800mm，间距600mm,排距700mm，每根锚杆用两个Z2835药圈和两个CK2835药圈，铺 2700*650mm塑料网护帮顶，搭接长度100mm，每根锚杆后配一块配400*280mm*3 mm 的W型护板进行护帮。
锚索支护强度验算:
按悬吊理论计算,?该巷道有2.6m厚直接顶、伪顶易垮落,则单位面积支护载荷为：
则单位面积支护载荷为：
P=9.8*2.6*2.5*10=63.7KN
锚索密度n=2/(3.6*0.7)=0.7937
则每根锚索需悬吊载荷为:
P锚=P/n=63.7/0.7937=80.25KN
因此375/80.436锚索=4.67>1
满足支护要求
按组合梁原理:由于每根锚索预紧力已达到100KN, ?岩层已形成一个有效的组合拱,在锚杆钢带作用下,加厚了组合"梁",?使"梁"更趋于稳定.
锚索长度的计算
L≥直接顶+易冒接顶板厚+张拉长度
≥2.6+0.5+0.3=3.4米
故锚索长度可确定为4.5米.
(要求锚索终端必须深入老顶0.5米以上).
锚索的预紧利用千斤顶配手动油泵进行，预紧力不得小于
100KN，锚杆的预紧可利用锚杆机、气（液、手）动板机进行，顶锚杆预紧力不得小于 64KN，两帮的其它锚杆预紧力不得小于10KN。
3.3、矿压监测
为了确保掘进期间的安全以及对锚索、锚杆支护的机理选择合理的支护参数等方面进行研究，进行矿压监测是十分重要和必要的。
1、监测内容主要包括：
巷道变形的监测。
锚索、锚杆锚固力的监测。
(1)、锚杆支护的巷道每掘进30—50米或安设300根锚杆必须进行一组（3根）锚杆拉拔试验，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要求，要立即停止施工，查明并分析原因，采取措施后，方可进行施工。
每班抽样一组（3个）螺母，采用扭矩扳手对螺母扭矩进行检查，每个螺母的扭紧力矩应不小于80N.m。若其中一个不符合要求，将其上紧即可，超过两个须将本班所安装的螺母全部拧紧一遍。
(2)、在锚索支护巷道巷道施工在开口处，根据实际选择安装
KY顶板动态仪。观测采掘活动对顶板下沉的影响顶板离层仪一个，顶板正常时每30米安装一个，遇断层破碎带时前后各补安装一个，施工单位每班观测一次，并留有记录。
该巷道有-层易垮落的2.6m直接顶，到老顶距离为2.6米，采用锚索长度为4.5米，故选用深基点6米，浅基点3米的顶板离层仪。
根据矿压观测结果修改巷道支护设计和矿压观测设计，有异常地区要及时汇报，并采取有效措施。
四、切眼设计说明：
1 、切眼布置:
切眼垂直运料巷、溜子道布置，方位82°43'35''，摸大煤底板掘进，预计工程量116.5米。
2、地质概况
切眼为单斜构造，坡度比较大，在16～25°之间，预计地质构造简单，会揭露几条断层。
3、施工方法及工期：
切眼施工由运料巷方向单向掘进，分两次掘、扩成巷，先以断面(净宽3.6米，净高2.6米)掘透，然后再扩帮(扩宽1.8米，高2.6米)掘成切眼设计断面,先摸底掘煤帮,后扩煤帮摸底板施工。
4、切眼支护形式设计：
(1) 、切眼规格的确定：
切眼规格：高度2.6米，宽度5.4米，矩形断面，净断面积14平方米，掘进断面积13.5平方米，切眼总长度120米。
(2) 、切眼支护形式的确定
切眼先以大煤底板掘进煤，然后扩老空帮,。巷道顶板为2.8—3.2米左右的煤层，根据切眼围岩松软和切眼跨度较大的特点，采用锚索悬吊支护为主，单体液压支柱配合木板梁为辅的联合支护系统。
5 、支护参数的确定
根据工作面地质报告中有关参数,参考邻近轻放工作面眼设计,顶板由锚索进行支护，两帮由锚杆进行支护。
(1)、锚索支护参数
考虑到经济上的合理性和施工的方便，顶板采用3.6米与1.8米木板梁对接,?整个切眼布置四趟锚索和一趟角锚索,?顶板煤帮角锚索长4.5米，距帮0.3米；其它锚索长度7米，排距0.7米，每排锚索四根，排与排之间，对应位置的锚索由钢丝绳连接，每根锚索配一块钢托板护顶。木梁规格为直经200mm一面平板梁。
锚索是由7根直径5 mm钢丝组成的钢铰线,直径18.9 mm，低松弛级，强度1860 MPa，破坏负荷375 KN。
钢丝绳为六分的旧钢丝绳，但其破埙程度不得大于15%。
钢托板是由长*宽*高：200*200*16 mm的钢板切割而成。
锚索使用树脂锚固剂锚固，锚固长度1564 mm，每孔五支药卷分别是两支 CK2330、三支Z2345。(根据现场实际情况,可酌情增加药卷数量).每条锚索的锚固力必须大于锚索的破坏负荷，预紧力不小于20mpa.中间三道锚索，垂直顶板,布置在巷道中，间距为1.2米，1.2米，1.0米。煤帮角锚杆及老空帮角锚索布置与顶板成15度角。铺双层塑料网护顶，以防漏煤矸，塑料网规格为3600*650mm 和2000*650mm。
(2)、巷帮锚杆支护参数:为了有效控制顶板，增强两帮支护强度，支护参数为：老空帮每排布置5根金属锚杆，煤帮5根竹锚杆,排距0.7米，间距见图。。?空帮锚杆均为直径20mm的螺纹钢锚杆，杆长 1.8米，每孔二支Z3560型药进行端部锚固，锚固力不低于30KN。煤帮均为竹锚杆，?杆长1.5米，每孔一支水泥药卷进行端部锚固，?锚固力不低于 10KN。巷帮锚杆孔径均为42mm。老空帮每根锚杆配装一块 W型钢护板，规格 400*250*3mm 。煤帮锚杆各配装一块竹排，规格250*250*40。单层塑料网护帮，规格 2700*650mm。
(3) 、单体液压支柱支护:?切眼需采用单体液压支柱三趟进行加强支护，以减小锚索支护顶板的跨度，每排支柱三根，分别打在距帮300mm及木板梁对接处,?排距0.7米,?木板梁对接处支柱上加300*200mm的木墩作垫板。?支柱选用D230型加长支柱，支柱初撑力不低于118KN，额定工作阻力250KN，每根支柱距梁端不许超过
100mm,锁完锚索后重新打好液压支柱。
揭露老空处顶板破碎处，不能使用锚索支护时采用对工字钢支护，扩帮时用板梁点子替换，施工时另行制定措施。
(4)锚索支护强度验算:
按悬吊理论计算,?该切眼有两层易垮落,2.9m顶煤，2.6m直接顶、伪顶，则单位面积支护载荷为：
P=9.8*(2.9*1.5+2.6*2.5)*103=170.28KN
锚索密度n=5/(5.4*0.7)
=1.32
则每根锚索需悬吊载荷为:
P锚索=P/n=170.28/1.32
=129KN
因此375/P锚索=375/129=2.9>1
满足支护要求.
按组合梁原理:由于每根锚索预紧力已达到65KN,顶部煤层,?岩层已形成一个有效的组合拱,在木板梁作用下,加厚了组合"梁",?使"梁"更趋于稳定.因而在煤帮和液压支柱的作用下,梁受压变为三轴受压,巷道更加稳定.
(5)锚索长度的计算
L≥顶煤厚+易冒直接顶板厚+张拉长度
≥2.9m+2.6+0.3+0.5
=6.3米
故锚索长度可确定为7米.
(要求锚索终端必须深入老顶0.5米以上).
（6）巷道岔口掘进采用锚网索支护，锚索长度间排距布置及药卷数量等参数同切眼锚索支护参数。
6、矿压监测
为了确保掘进和回采期间的安全以及对锚索、锚杆支护的机理选择合理的支护参数等方面进行研究，进行矿压监测是十分重要和必要的。
监测内容主要包括：
(1)、切眼变形的监测。
(2)、锚索、锚杆锚固力的监测。
(3)巷道施工在开口处，安装顶板离层仪一个，然后每30米安装一个，施工单位每班观测一次，并留有记录。
（4）巷道岔口顶板采用锚索支护时，必须在巷道岔口顶板安装一台顶板离层仪，施工单位每班观测一次，并留有记录。
（5）顶板离层仪型号为KY型，深基点安装深度为7米，浅基点安装深度为3米。
7、井下工业性试验
(1)、施工队伍的培训
主要针对施工中的关键技术要求，进行严格培训，严格按照设计要求进行施工。
(2)、锚固力拉拔试验
施工之前，首先进行锚固力的拉拔试验，根据锚固力的大小，再进行支护参数的调整。
7、施工作业主要技术要求及注意事项
1)及时支护
每次放炮揭露顶板后，及时进行临时支护，每个木梁下打单体液压支柱两根，每根支柱初撑力不得小于 100KN，最大空顶距不得大于0.7米。
2)严控超挖量，超挖量不得大于 200毫米，大于 200毫米时，必须采取补打锚索支护，并保证顶板和巷帮煤壁平直。
3)锚索、锚杆预紧力
锚索的预紧利用千斤顶配手动油泵进行，预紧力不得小于
100KN，锚杆的预紧可利用锚杆机、气（液、手）动板机进行，两帮角锚杆预紧力不得小于 50KN，两帮的其它锚杆预紧力不得小于
10KN。
4)煤层及大煤直接顶厚度的测定
施工中及时掌握煤层和直接顶的厚度，以便调整支护参数，对每排锚索处的煤层厚度以及直接顶厚度进行记录。
5)要成立质量监测小组和矿压观测小组，质量监测小组每班进行监测，包括跟头和后路，锚杆的1/3以上和每根锚索、支柱进行检查。矿压观测小组严格按矿压观测设计进行监测。
8、特殊情况的处理措施
(1)地质条件发生变化或出现片帮冒顶情况时，视变化程度，调
整支护参数，或采取应急措施及时处理。
(2)对巷道超宽或因片帮造成的巷道超宽时，应及时处理，可采
用补打锚杆的方法进行顶板的补强支护。
五、风量计算和检验：
5.1、按人数计算，保证每人供风≦4 m3／min
Ｑ掘＞4Nm3／min
式中：Ｑ掘：掘进工作面所需风量m3／min
N：掘进工作面同时工作的最多人数，取N＝40人
Ｑ掘＞4Nm3／min＝4×40＝160m3／min
5.2、按CH4涌出量计算：
式中：Ｑ掘＝100×qcH4×K掘通
Ｑ掘：掘进工作面所需风量m3／min
qCH4：掘进工作面风排瓦斯绝对涌出量m3／min，取1.5m3／min。
K掘通：掘进工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.5。
Ｑ掘＝100×qCH4×1.5=225m3／min
5.3、按掘进工作面炸药量计算：
保证每公斤炸药供风≦25m3／min
Ｑ掘＞25A
式中：Ｑ掘：掘进工作面所需风量m3／min.
A：掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取9kg。
Ｑ掘＞25A＝25×9＝225m3／min
5.4、按局部通风机的实际吸风量计算：
Ｑ掘＝Q通×I+60×0.25×S
式中：Q通：掘进工作面局部通风机的实际吸风量m3／min。
据上述计算的风量为掘进工作面实际配风量，掘进工作面选用安设FBD№5.6/2×11KW局部通风机，其吸风量为250m3/min。
I:同时向掘进工作面供风的局部通风机台数。
S:安装风机处巷道断面S＝10.5m2。
Ｑ掘＝Q通×I+60×0.25×S
＝250×1+15×10.5＝407.5m3／min
5.5、按最低风速进行验算：
Ｑ掘≥60×V×S
式中：Ｑ掘：按以上1-4式分别计算后，取其中最大值，m3／min；
V：掘进工作面最低风速，煤巷V＝0.25m／s；
S：掘进巷道净断面积S=10.5 m2
Ｑ掘≥60×V×S
＝60×0.25×10.5＝157.5 m3／min
5.6、按最高风速进行验算：
Ｑ掘≤240S=240×10.5=2520 m3／min
经检验，Ｑ掘符合最低和最高风速演算条件时，Ｑ掘=407.5 m3／min即为该掘进面的所需风量。
由以上1?、2、3、4四项计算，选其最大值Ｑ掘＝407.5m3／min，
同时满足5、6的要求，选用FBD№5.6型号局部通风机1套，风机的供风能力为260--420 m3／min，符合风量的实际配备。
掘进工作面安装FBD№5.6型号局部通风机1套，但在掘进工作中，视CH4涌出量大小进行调整。风筒采用Φ600风筒，风机安装要求使用双风机、双电源，双风机双电源要求能够自动切换装置, 并安装在距掘进工作面回风口10m以外的安全地点，保证正常持续的供风。
六、掘进主要生产系统：
6.1、通风系统：
1）、根据巷道布置掘进顺序
该地区分为两路进行掘进，一路在七盘区联络眼开口掘进92714辅助出煤眼，待92714辅助出煤眼掘进完后，开始掘进92714切眼，92714切眼掘进完毕后，再掘进92714运料巷；掘进完92714运料巷后，开始掘进72714回风石门，待回风石门贯通七盘区上风道后，再掘进92714外运料巷；另一路是开口掘进92714出煤眼，整修一段老巷道再掘进92714工作面出煤眼，待掘进完92714工作面出煤眼后，开始掘进92714运料石门，然后再掘消突巷，待消突巷消突后，再掘进92714溜子道，由92714辅助出煤眼开口掘进与92714溜子道进行贯通。
2）、根据巷道布置情况说明通风系统
92714溜子道进风：主付井→千米皮带→七改运输轨道→七改盘区大煤煤柱工作面溜子道→92714出煤眼→局部通风机→9271溜子
道掘进工作面
92714运料巷进风：主付井→千米皮带→七改运输轨道→局部通风机→92714运料巷掘进工作面
回风：9292714溜子道掘进工作面→92714运料石门→七盘区上风道→东回风井→地面
92714运料巷掘进工作面→七改盘区大煤煤柱工作面运料巷→507风道→七盘区上风道→东回风井→地面
6.2 运料系统：
溜子道：付井→一、二、三水平延伸坡→三水平东正巷→南正巷→七改运输轨道→辅助出煤巷→掘进头。
运料巷：付井→一、二、三水平延伸坡→三水平东正巷→下风道→运料石门、外运料巷→工作面。
6.3 出煤系统：
溜子道：掘进头→辅助出煤巷→七改皮带机道→六盘区一部→三水平卸载坑→千米皮带→主井。
运料巷：掘进头→外运料巷→出煤眼→七改盘区大煤煤柱工作面溜子道、七改皮带机道→六盘区一部→三水平卸载坑→千米皮带→主井。
6.4 供电系统：该地区由七改盘区变电所供电，最远供电距离1500米，最大供电负荷406.2KW。由于供电距离力较远，需在七改盘区煤柱运料巷安装临时移动站供电。
设备选型：
掘进机械设备表表2
6.5 供水系统：
1)供水量：需要0.2立方米/分。
2)路线:二水平西翼供水源→三水平串车道→三水平东北大巷→七改运输轨道→出煤眼→掘进头。
七、特殊地点施工安全技术措施及掘进期间的避灾路线：
7.1 特殊地点施工安全技术措施:
1）大煤巷道掘进时，必须采取防突措施，方可掘进。详见“一通三防设计”。
2)掘进运料巷及溜子道时，由于煤层倾角较大，容易片帮，应加强支护并且要加强小绞车运输管理。
4）运料巷、溜子道掘进时掘进单位要结合地质部门采取相应防探水措施。
7.2掘进时防止煤炭自燃措施:
1)工作面掘进时，严格控制控顶距离，以防发生冒顶事故；掘进时凡发生冒顶时，均要充填严实。
2)巷道内的浮煤必须及时清理，严禁任何地点浮煤堆积。
详见“一通三防设计”。
7.3 掘进头发生水、火、瓦斯事故时的避灾路线：
1)发生水灾时的避灾路线:
运料巷掘进头→外运料巷→运料石门→下风道→东北大巷→东风井升坑。
溜子道掘进头→辅助出煤巷→七改运输轨道→南正巷→串车道→副井升坑。
2)发生火、瓦斯时的避灾路线
溜子道：掘进头→辅助出煤巷→七改运输轨道→南正巷→串车道→副井升坑。
运料巷：掘进头→外运料巷→出煤眼→七改盘区大煤煤柱工作面溜子道、七改皮带机道→七改运输轨道→南正巷→串车道→副井升坑。
八、工作面掘进主要技术指标:
工作面掘进主要技术指标表:
综采工作面设计使用说明
山西大同李家窑煤业有限责任公司82205工作面设计说明书 矿别: 李家窑煤业 单位: 生产技术科 工作面名称: 82205工作面 二〇一七年一月十日
目录 前言 (3) 第一章工作面概况及地质特征 (3) 第一节概况 (3) 第二节地质特征 (4) 第二章采煤方法、设备选型及巷道布置 (6) 第一节采煤方法及设备选型 (6) 第二节工作面巷道布置 (7) 第三章工作面生产能力及生产系统 (9) 第一节工作面生产能力 (9) 第二节生产系统 (10) 第三节机电设备及供电 (16) 第五章技术经济指标 (53) 第六章安全技术措施 (54)
前言 根据《采矿设计手册》、《综采技术手册》及《煤矿安全规程》等有关规定及要求，对82205综采工作面进行设计，该工作面位于我矿+1240m 水平一盘区，预计2017年8月15日采出。 第一章工作面概况及地质特征 第一节概况 一、工作面位置及地表概况 本矿井位于大同煤田南东部，大同市左云县东南26km，小京庄乡李家窑村南，行政区划隶属左云县小京庄乡，经济类型为集体所有制企业，其地理坐标为：东经112°44′41″～112°47′52″，北纬39°45′57″～39°48′18″。 井田东南距北同蒲铁路40km，并有小峪及峙峰山运煤专用线于宋家庄站与北同蒲铁路相接，宋家庄站至大同52km，与大秦铁路相连；南至朔州到太原长303km。另外北东有同煤集团王村矿至大同的运煤专线。井田北东有左（云）～吴（家窑）公路，往南东与大运高速公路相接，井田南东有岱（岳）～马（营）公路与大运也相连，另外井田内和周边均有简易公路与以上两条公路相连，交通较方便。 该矿东与峙峰山煤业有限公司相邻，西北与整合后的左云县长春兴煤矿相邻。南、北无其它煤矿开采。 二、工作面参数 82205工作面为22#煤层综采工作面，本采面北部为已采82203工作面，南部为82207设计采面，西部为22#煤层82204采面。 工作面标高：1302～1333.5m 工作面走向长度：890m
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第一章概况 第一节概述 一、巷道名称、位置及相邻关系 12101工作面，位于12采区轨道下山的北部，上边（西部）为12061工作面采空区，下边（东部）为F101大断层（未开采），北面为14采区。 二、巷道用途 12101工作面上顺槽主要承担12101工作面回采期间的回风、运料等任务。 12101工作面下顺槽主要承担12101工作面回采期间的进风、运输、行人等任务。 三、巷道性质及工程量 1、12101工作面上顺槽为回采巷道，从12061下顺槽运料斜巷口开始扩修约30m，后225.8m沿原12061下顺槽下部的煤层顶板掘进，大部分为煤巷，不留保护煤柱，局部（由于按中线掘进，局部穿过12061采空区）为半煤岩巷。 从12101上顺槽运料斜巷口到12101上顺槽切眼位置，总工程量为255.8m。前400m方位角为34046′，坡度随煤层顶板起伏，在-9—00之间，大部分为-30左右。 2、12101工作面下顺槽为煤巷，局部会遇到构造带为半煤岩巷。设计长度（从12101下顺槽进风巷里口至12101切眼位置）共360.2m，沿煤层顶板掘
进，坡度随煤层顶板起伏，在-6—30之间，一般为-30左右，方位角为18017′。 3、12101工作面切眼设计长度（从12101上顺槽设计位置到12101下顺槽设计位置）48.7m，沿煤层顶板掘进，切眼坡度随煤层顶板起伏，在-8—-180之间，一般为-100左右，方位角156°。 详细情况可参照12101工作面设计平面图 4、开工时间：预计为2012年7月25日开始掘进。 竣工时间：预计2012年12月底竣工。 四、巷道服务年限 服务年限：服务年限为3年（包括掘进与回采期间）。 附：12101工作面设计平面图。 第二章地面位置及地质情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 12101工作面相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响，以及巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系见表1。 表1 12101工作面井上下关系对照表
工作面切眼扩刷安全技术措施( -
150102切眼工作面扩刷施工 安全技术措施 一、概况 150102切眼工作面切眼设计长度为150m（平距），斜距160m，切眼工作面设计宽度为9m，切眼巷道高度为4.0m，属大跨度大断面巷道。故分两次进行施工，先掘进切眼导硐与150102运输顺槽贯通，再返回开始扩刷切眼至设计断面，现切眼导硐已掘进至110m处，剩余50m到位。为保证切眼施工期间的安全，针对扩刷切眼问题，由建设单位组织监理公司及施工单位分管领导及各科室人员，到150102切眼工作面支护参数、工程水文地质、压力显现等相关情况进行了现场勘查，并召开了专题会议，会议要求施工单位必须提前做好扩刷切眼期间各项准备工作，制定可行、可靠的施工技术措施，为矿井后续开切眼施工积累经验和探明方向。按照会议要求，我施工单位编制了《150102切眼工作面扩刷安全技术措施》。为确保扩刷切眼期间的施工安全，特制定150102切眼工作面扩刷专项安全技术措施如下： 二、工程概况 150102切眼工作面开口位于150102回风顺槽以里1380m处西北方向，上下顺槽的平面距离为150m，按平均倾角20°计算，开切巷斜长为160m，为便于工作面安装采用伪倾斜的方式进行布置，为便于工作面设备安装，切眼上端头设置2个绞车硐室，下端头设置1个绞车硐室，在150102切眼口部以下20m范围巷道（靠近工作面侧）
扩刷采煤机滚筒安装硐室，宽度为1.5m。 附图1：巷道布置示意图 三、切眼扩刷方案及施工工艺 （一）、施工准备 （1）准备好施工所需的支护材料、机具和矿压观测仪器，并保证质量。 （2）对施工队伍进行贯彻学习，使其了解施工工艺和要求，掌握有关机具的操作，以便在井下施工中保证质量。 （3）在掘进过程中，使用激光指示仪指导巷道掘进，激光指示仪安装在开切眼的右帮（激光距右帮0.7m），激光指示仪只允许地测人员或技术员确定，其它人员或单位严禁移动和改变。 （4）完善通风系统和风水管路以及皮带机的敷设。 （二）、施工工艺及方案
8203对拉采煤工作面设计说明书
8203对拉采煤工作面设 计说明书 第一章工作面概况及危险源分析 第一节工作面概况 一、采面概况 工作面位于+214水平东翼+250-+160m标高段，东部以8203E工作面风巷为界，西以8201E工作面风巷为界，南部+230东翼回风巷为界，北部为井田边界。工作面底板标高为+175m，最低标高为+160m，工作面走向长245m，倾向长平均840m，可采面积为205800m2。 该工作面对应地面位置为：羊儿坡、半边街，地表为丘陵地带，无大型建筑物，地面标高在+450-530m之间。 二、煤层赋存情况 煤层走向75-85°之间，倾向345-355°之间，倾角4-6°之间，平均倾角5°。该煤层为复杂结构，以双层结构为主,由2－4个分煤层组成，纯煤厚度0.3－0.67m，由1－3层夹矸组成，夹矸厚度0.04－0.33m。根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，工作面煤层最大厚度为0.6m，最小厚度为0.3m，平均厚度为 0.45m，煤层厚度基本稳定。 三、地质构造 该工作面地质构造为单斜构造，从揭露出来的巷道及开切眼来看均无断层出现，因此估计该对拉工作面在开采过程中不会遇到断层；只是局部煤层有变薄的现象。 四、顶底板岩性 顶板为黑色、深灰色页状粘土岩,质软,底部含砂质,富有植物化石碎片,煤层与顶板多呈直接接触,个别地段有0.03—0.12m厚的含黑色高炭质粘土岩伪顶与煤层呈过渡接
触,间有微冲刷接触的。 底板为K8与K7煤层相夹的一套沼泽相沉积物灰,以粘土岩为主，间夹0.3m的泥质粉砂岩或细砂岩透镜体,与煤层呈明显接触。 五、水文条件 本矿区位于犍乐煤田东翼，地层产状平缓，出露地层为：上三叠纪须家河组顶部，中下侏罗系沙溪庙组，岩层为碎屑岩类，含水性弱，区类气候温暖潮湿，常年降雨量1668mm，地貌属低山丘陵，矿井主要水源为顶板含水层充水、地表水等，井田水文地质属简单类型。煤层顶板上部有一若含水层，其上部至地表有多层隔水层。在掘进8201E 风巷时，未见顶板有淋水，估计在开采过程中不会受影响。 根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，预计在开采过程中不会受断层水的影响；该工作面无地质钻孔。工作面在开采过程中的洒水防尘后的积水，水量小，对开采影响小。 六、瓦斯 根据2010年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。二氧化碳相对涌出量为5.48 m3/t，绝对涌出量为1.936m3/min，属于高瓦斯矿井。由于该工作面的开采深度增加、规模扩大为普采、相似开采解放层、全部垮落法管理顶板，因此采用统计法进行预测：该工作面绝对瓦斯涌出量为1.3 m3/min，绝对涌出量为0.40 m3/min；同时，该工作面为W型通风，上隅角容易瓦斯超限，通风部门要加强通风管理。 七、地表情况 该工作面地面为荒坡，周围无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。 第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定 一、危险源分析 1、顶板 根据8201采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，但对巷道施工及回采无大的影响。 在回采过程中经过煤层薄化地段及其顶板破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，
初掘工作面短小切眼扩帮施工工艺选择
初掘工作面短小切眼扩帮施工工艺选择 发表时间：2017-06-28T11:44:43.227Z 来源：《建筑学研究前沿》2017年3月上作者：任圣官[导读] 冀中股份东庞矿于1983年投产，现主力采区为11、12采区，两个采区断层及其他地质构造较多，较长切眼布置不存在可能性。 冀中股份东庞矿河北邢台 054201 摘要：针对冀中股份东庞矿开采年限长久，受地质条件复杂、生产技术要求的双重制约，导致综掘设备不能充分发挥优势的实际情况。经研究分析对工作面长度小于50m的扩帮、运架曲线、机组滚筒窝、整架就位车窝的施工作业工艺由原来的综掘施工改变为炮掘结合耙岩机、刮板输送机施工。实践结果表明，施工方案改变后，既可以节省人力，又取得了良好的应用效果。 0、引言 冀中股份东庞矿于1983年投产，现主力采区为11、12采区，两个采区断层及其他地质构造较多，较长切眼布置不存在可能性。现井下工作面圈定后，往往需要对初掘工作面进行扩帮工作，综掘设备体积大、设备运转维护费用高，遇到巷道拐弯时受地质条件、生产技术要求影响费力费时，加大了人力、物力投入，改变为炮掘作业，不仅加快了生产进度，还达到了降本增效的目的。 1、综掘设备在21113工作面初切眼扩帮作业 21113工作面初采切眼长度53.3m，工作面圈定后在轨道巷下口有一部EBZ-160型掘进机，经区队研究采用综掘工艺施工。具体施工情况：每班出勤10人，曲线施工4天，其中包括扩曲线、拆除桥式皮带、安装一部40T刮板输送机、安装桥式皮带，之后掘进机进入切眼。为满足安装需要工作设计扩帮后宽度达到6.8m,无法一次成巷，采用先扩帮后对老空侧进行卧底，扩帮进度4排/班，共计70排，约6天。之后拆除刮板输送机中间槽，退回掘进机，约0.5天。再开始对老空侧进行卧底，6米/班，月2.5天。另皮带巷2个车窝人工配合机掘，共计用时2天。轨道巷侧2个车窝，受设备影响需人工扩帮，共计用时2天。以上共计用时：4+6+2.5+0.5+2+2＝17天，共计进尺53.3+2+7+6+2+5＝75.3，日进尺75.3/17＝4.4米/天 2、炮掘结合耙岩机在21209工作面初采切眼扩帮作业 21209工作面初采切眼长度约29.3m,生产设计要求扩深2.3米。扩帮前，在切眼安装一部刮板输送机、一台耙岩机，扩帮先扩上部帮，每班10人计算。按每班4排计算，计3天扩完上部帮。之后进行出煤工作，每班3m计算，约3天。皮带巷车窝两个，用时2天。轨道巷车窝两个用时2天。曲线作业用时2天。以上共计用时3+3+2+2＝10，共计进尺29.3+2+7+6+2+5＝51.3，日进尺51.3/10＝5.1米3、两种施工工艺技术比较 综合以上两种情况，比较得出在采用炮掘方案施工单位工作日内进尺更多。4、结语 冀中股份东庞矿生产地质条件日益复杂，为更好的提高煤炭的回采率，往往需要布置短小初切眼，为到达综采大型设备安装设计条件时，可以采用设备简单、维护费用低的炮掘工艺来代替大型综掘设备。经过比较得出 ①安全效益。有效降低了设备安装、回收的风险，避免了大件伤人事故的发生。 ②经济效益。节约了油品、电力等经济支出。 ③生产效益。单位时间进尺效率提高，为矿山工作面接替创造了坚实的基础。
具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理
编号：AQ-JS-01921 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑 具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理 Design and safety management of mining face with rockburst risk
具有冲击地压危险的采掘工作面设 计及安全管理 使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。 1引言 冲击地压也就是我们俗称的岩爆，它是一种岩体中聚积的弹性变形势能在一定条件下的突然猛烈释放，导致岩石爆裂并弹射出来的现象，常伴有煤岩体抛出、巨响及气浪等现象。冲击地压发生条件一般是在硬脆岩体高地应力地区，硐室开挖过程中发生岩爆；发生原因一般是围岩强度适应不了集中的过高应力而突发的失稳破坏。它具有很大的破坏性，是煤矿重大灾害之一。本文主要就具有冲击地压危险的采掘工作面的设计及安全管理进行简要地介绍，在文章的最后简要地介绍了具有冲击地压危险的采掘工作面需要采取的的安全防护措施。 2具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理
2.1具有冲击地压危险采掘工作面的设计 2.1.1冲击地压危险采区巷道布置的一般原则 （1）主要巷道应布置在岩层或无冲击地压危险的煤层中。 （2）煤层群开采时，巷道布置应有利于首先开采无冲击地压危险或冲击地压危险性小的煤层，并以此作为保护层开采邻近煤层，条件具备时应优先开采上保护层，条件适宜时优先考虑跨上山开采。 （3）根据冲击地压危险影响因素，优化采区巷道布置。 （4）巷道布置应尽可能保持直线，尽量减少因地质构造等影响产生的弯折，应避开高原岩应力及构造应力的影响范围。 2.1.2采区煤柱的留设 （1）采区间隔离煤柱宽度应不小于50m。 （2）区段间应采用无煤柱护巷或采用小于6m的小煤柱，或50m 以上的大煤柱。 （3）上（下）山与工作面停采线间保护煤柱的水平距离应大于50m。 （4）断层等地质构造区域以及为特殊开采服务留设的保护煤柱，
10102综采工作面供电设计说明书
山西吕梁离石金晖荣泰煤业有限公司10102综采工作面供电设计说明书 设计：孟庆保 2011-6-21
10102综采工作面供电设计 （一）综采工作面主要条件 该工作面属于10#煤层一采区，平均煤层厚度3.3m，工作面长度180m,走向长度为1170m，平均倾角3-5度，采用一次采全高采煤工艺，可采最高煤层厚度3.5m。 矿井井下高压采用10KV供电，由采区变电所负责向该综采工作面供电。变电所高压设备采用PBG23-630/10Y型高压隔爆开关，保护选用常州市武进矿用设备厂GZB-ARM-911系列智能型高压数字式综合继电保护装置，采区变电所距综采工作面皮带机头200m。 （二）设备选用 1、工作面设备 采煤机选用山西太重煤机煤矿装备成套有限公司生产的MG300/730-WD型采煤机，其额定功率730KW，其中两台截割主电动机
功率为300KW,额定电压为1140V；两台牵引电机功率为55KW,额定电压为380V;调高泵电机电压1140V，功率20KW。 工作面刮板输送机中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SGZ764/630型输送机，机头及机尾都采用额定功率为160/315KW的双速电机，额定电压为1140V。 2、顺槽设备 1）破碎机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的PCM-110型破碎机，其额定功率110KW,额定电压1140V。 2）转载机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SZZ764/160型转载机。其额定功率160KW,额定电压1140V。 3）顺槽带式输送机：采用兖州市华泰机械公司制造的DSJ100/63/2*110型输送机（1部），驱动电机额定功率2×110 KW, 4）乳化液泵站：两泵一箱，乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW200/31.5型液泵，其额定功率125KW,额定电压1140V。 5）喷雾泵：采用无锡威顺生产的BPW315/6.3型（2台），其额定功率45KW,额定电压1140V。 3、其它设备 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定 工作面电源电压为10kV,来自井下中央变电所。根据用电设备的容量与布置，采用1140V电压等级供电，照明及保护控制电压采用127V。在临时变电所处设置移动变电站，为顺槽皮带机供电；在顺槽
井下煤矿掘进工作面爆破设计方案
. 大理州双河煤矿有限责任公司 井下巷道掘进 爆破设计 编制单位:大理州双河煤矿有限责任公司 编制部门:矿井小型机械化项目办公室 编制日期: 2016 年 11 月 25 日
编制人员名单表 审核人员
目录 矿井基本情况 井下巷道爆破环境描述掘进爆破设计目的及要求爆破参数的确定 凿岩工作
一、矿井基本情况 (一)项目名称、所在位置及隶属关系 1、项目名称：大理州双河煤矿有限责任公司双河煤矿机械化改造。 2、所在位置：大理州双河煤矿有限责任公司双河河煤矿（以下简称“双河煤矿）位于大理州剑川县城北西330°方向，直距约10km。地处剑川县东岭区石菜江村境内。 3、隶属关系：该机械化改造工程项目法人为大理州双河煤矿有限责任公司，属民营企业。 (二)项目背景 双河煤矿为大理州双河煤矿有限责任公司的子公司。 双河煤矿为一小型矿山企业，主要经营煤炭开采和销售，现在册职工125人。矿山始建于1965年，前身为国有煤矿，年产量1万吨左右。2006年以后，矿井通过技术改造，逐步完善了生产系统，矿井产量逐年增加，近年产量在4.5万吨左右，云煤行管[2008]23号文件核定生产能力5万t/a，在大理州“十一.五”煤炭资源整合中属单独保留型矿井，拟整合规模9万t/a。双河煤矿于2009年1月申请延续办理了采矿许可证，证号：C03120，有效期十年，自2009年1月至2019年1月。 根据《云南省大理州双河煤矿有限公司双河煤矿资源储量核实报
告》，双河煤矿截至2008年12月，矿界范围内共获资源总量386万吨。保有资源储量218万吨。为进一步规范采掘部署，改进采煤工艺，优化施工组织，充分合理地开发利用资源，确保矿井持续稳定发展，并为认真落实安监总煤行【2010】178号、云工信煤技【2012】614号精神，按照“大力推行小型煤矿机械化改造，淘汰落后生产工艺，提高技术装备水平，提升安全保障能力”的要求，双河煤矿拟在对矿井采掘运系统进行机械化改造。目前项目已经取得开工备案并与2015年6月正式开工建设。 二、井下巷道爆破环境描述 1、工作面位置范围：该掘进工作面位于四平硐下部，距四平硐硐口300m，南以16上山二级的上出口为界，北以四平硐运输平巷为界，西以原16上山二级上部的采空区为界，东以五平硐北三运上部的待采掘区域为界。 工作面走向长度为240m，倾向长度为76m，该煤层属双河南井田C1煤层，含矸1～2层，为简单结构煤层，煤层厚度稳定，变化不大，上层煤在1.2～1.6m，（可采煤层），中间夹矸为0.2～0.8m，下层煤0.2～0.5m，（一般不可采），即：1.4～1.8m，平均厚度1.6m；煤层倾角9～13°，平均倾角11°，为进水平煤层，该煤层属长焰煤，煤质中硬，硬度系数f：2～5、岩石硬度系数f：7～11。 2、掘进目的用途：主要为探明一采区的资源及地质构造情况，解决一采区采掘工作面的通风线路（主要是回风）过长等问题。详见
采煤工作面开切眼掘进安全技术措施(正式)
编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 采煤工作面开切眼掘进安全技术措施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-9446-26 采煤工作面开切眼掘进安全技术措 施(正式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 为顺利实现1112工作面正常回采，经矿委研究决定，在1112运输巷开掘开切眼。为确保掘进工作顺利进行，特制定以下安全技术措施。 一、技术要求 施工前的准备工作：生产科应作好施工前的一切准备工作，包括材料准备、人员组织等，在掘进前清理好巷道卫生。 （一）掘进的技术要求 1、开切眼的布置：1112运输巷开切眼布置在正炭煤层中，巷道方位角326°，断面2.5m×0.4m，坡度平均24.5°，长度78m。 2、支护方式：开切眼内采用单体液压支柱支护，支护排距0.8m，柱距1m，当岩层破碎疏松易垮冒时，
要加密支护或采用木垛支护。 3、支护质量要求：支柱迎山有力，采用点帽支护，每根支柱必须打足初撑力。 4、掘进方式：沿正炭煤层掘进，采用风钻打眼，人工装药，1～5段毫秒延期电雷管引爆，MFB—100型电容式发爆器起爆，连线方式为串联，配备爆破母线200m，全断面一次起爆。 二、安全措施 1、管理人员及施工人员应树立牢固的安全意识，坚持先安全后生产的指导思想，加强现场管理，消除现场的不安全状态和人的不安全行为。 2、严格执行敲帮问顶制度，每班进入作业点前，带班队长、安全员或班组长必须对工作范围内巷道进行仔细地安全检查，发现有安全隐患要立即组织处理。在操作过程中必须随时注意顶帮岩层及开切眼内的支护情况，发现有安全隐患时，必须及时处理，以保证人员操作、通行安全。 3、通风及瓦斯管理：
一份综采工作面供电设计说明书
842综采工作面供电设计说明书 一、工作面概述 842综采工作面是西四采区8层煤的一个综采工作面，总安装长度635米，其中切眼长145米，机巷长400米，溜斜长90米。工作面支护选用ZY3800/13/28型综采支架，采煤机选用MWG-300/700WD型，工作面车选用SGZ-764/2×315型。机巷安装SDJ-150P型皮带机一台、溜斜安装SGB-80T 型刮板机一台、转载机使用SZZ-764/160 型以及WRB-400/31.5型乳化泵站、通讯控制采用KTC-2 型。移变、乳化泵站、工作面设备控制开关设备集中安设在联巷设备硐室，这样可便于检修和管理，供电电源来自西四上部变电所。 二、移变容量计算 1、设备负荷统计 根据设备选型，负荷统计结果如下： 本系统供电设备额定功率之和为： ∑P=700＋160＋250＋110＋2×315＋2×75＋2×55＋2×55=2220KW 2、移变容量计算与选择 采区供电一般采用需用系数法，因自移支架且设备按一定顺序起动，故需
用系数为： 589.02220 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 查表综采面加权平均功率因数cos Ψdj 取0.7。 因此移变容量计算为： KVA P K S dj e X B 97.18677 .02220589.0cos =?=ψ∑?= 2、移变选择： 根据以上计算，选用两台移变负责该面供电，1140V 系统采用一台KSGZY-800/6型矿用移动变电站分别对转载机、破碎机、机巷刮板机、机巷皮带、溜斜刮板机进行供电。3300V 系统采用一台KSGZY-1600/6型矿用移动变电站对工作面输送机、乳化泵、采煤机进行供电。 容量验算如下： 1#移变KSGZY-800/6型(6/1.14KV)： 设备总功率：∑Pe=640KW 查表K X 取0.5，cosP dj 取0.7 故移变容量计算为：KVA P K S dj e X B 14.4577 .0640 5.0cos =?=ψ∑?= 因S B 457.14KV A ＜Se=800KV A ，该移变选择符合要求。 2#移变KSGZY-1600/6型(6/3.3KV): 需用系数：666.01580 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 设备总功率：∑P =700＋250＋2×315=1580KW 故移变容量为 KVA P K S dj e X B 86.15027 .01580 666.0cos =?=ψ∑?=
最新采区及采掘工作面防突设计编制题纲资料
一、采区防突专项设计 （一）采区瓦斯地质概况 1. 地质构造及煤层赋存情况 煤层赋存条件及其稳定性、煤的结构类型及工业分析、煤的坚固性系数、煤层围岩性质及厚度、水平（采区）煤层（附综合柱状图说明）、可采储量、地质构造类型及特征、断层与火成岩分布、水文地质情况。 2. 瓦斯赋存情况 分煤层瓦斯含量及瓦斯成分、瓦斯压力、瓦斯放散初速度等原始参数、钻孔穿过煤层时的瓦斯涌出动力现象、邻近区域瓦斯地质情况。 （二）采区设计说明 1. 采区巷道布置 2. 采区供电、运输、行人等生产系统 3. 煤层开采顺序、采煤工艺、工作面接替顺序等 （三）通风系统说明 通风系统必须独立可靠。 （四）防突设施（设备）设置 （五）防突设计 1. 区域综合防突设计 （1）区域预测情况 说明区域预测（开拓前预测）的方法、临界值及区域划分结果等。 （2）区域防突措施 ①开采保护层 保护层的选择、沿走向及倾斜的保护范围及抽采被保护层瓦斯的方式等。 ②预抽煤层瓦斯 预抽煤层瓦斯的方式选择、钻孔控制范围、钻孔参数设计、封孔要求等。
（3）确定区域效果检验的方法 开采保护层、预抽煤层瓦斯的效果检验方法的选取，临界值的确定，检验区域内钻孔分布设计。 （4）确定区域验证的方法 石门揭煤、煤巷掘进工作面和采煤工作面进行区域验证的方法的选取及临界值的确定。 2. 局部综合防突设计 （1）确定工作面预测方法 采用的临界值、最小预测超前距等。 （2）工作面防突措施工程设计 石门和立井、斜井揭穿突出煤层的专项防突设计、煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计。 （3）确定工作面效果检验方法石门及其他揭煤工作面、煤巷掘进工作面、采煤工作面防突措施效果检验方法的选取及钻孔的布置及临界值的确定。 （4）安全防护措施 采区避难所设置、反向风门、挡栏、远距离爆破措施、压风自救系统等。 3. 首采面防突工程量 主要通风系统、瓦斯治理巷道工程量，各类钻孔工程量等。 （六）监控系统、传感器设置 （七）抽采系统设计（抽采系统、瓦斯计量安设） （八）附图 1. 瓦斯地质图 2. 采区巷道布置平、剖面图 标明瓦斯治理巷道，并要反映钻场、钻孔布置参数等。
2127综采工作面开采设计说明书
2127综采工作面开采设计说明书 1 工作面地质概况 2127工作面位于吕家屯村南约1公里处。井下位置：位于F19断层和主暗斜井延伸之间，西2123工作面650m，工作面运输巷紧靠近矿区边界线。该工作面周围无采动情况，工作面南侧有两条巷道，即二水平轨道下山和皮带下山。 2 工作面地质及水文地质情况 2.1 地质构造情况： 由于邢东矿下水平钻孔稀少，所以在2003年初在下水平搞了三维地震勘探，从首采区的地震资料来看可靠性不大，下水平地震资料可靠性怎样？有待揭露验证。 工作面涉及的断层共3条，以下列表说明： 2.2 工作面回采对地面建筑物的影响 2127工作面大部分储量在大色庄村庄保护煤柱内，通过矿与唐山研究院合作，计算得2127工作面在不同长度下回采完毕后对村庄的影响如下表所示：
说明： ⑴从水平变形来看，各个方案对大色村的影响均小于规程所指的Ⅰ级破坏。 ⑵Ⅰ级破坏：水平变形≤2.0mm/m；倾斜变形≤3.0mm/m；曲率变形≤0.2×10-3。 ⑶表中《2100及2300开采》是指2127、2125、2126及2321、2322、2323六个工作面全部开采对大色村影响的初步计算结果。（此时的2127面宽度约155m） 结论：2127工作面宽度可以取为150m，对大色村的地表破坏小于Ⅰ级破坏，因此可以正常回采，不用迁村。 2.3 煤层赋存及地质构造 2#煤层结构简单,厚度稳定(构造影响除外),煤层厚度来源于相关钻孔煤厚资料和主暗斜井算术平均值。 2#煤为深黑色,玻璃光泽,块状构造,节理发育,参差状断口,主要由亮煤组成,并夹有镜煤暗煤条带,属半光亮型煤.具有三低一高之特点,
巷道掘进施工组织设计
一、工程概况 (一)、采区设计说明书及批准时间 1、《采区设计》，批准时间2006年05月，《采区变更设计》，批准时间2008年12月。 2、掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的煤炭运输的需要。 、皮带顺槽及切眼总工程量为1890m（平距）。巷道坡度为1°～9°，平均5°。 （二）、水文地质条件： 1、地面相对位置及邻近采区开采情况 该面位于工业广场以北，矿铁路专用线以东。工作面中部有孙刘庄村、西南有曹铺村；东北有北张村和梁宝寺二中、胶带厂；东南有邴庄村；以东有高庄村。另有2条高压线、一条通信线在该面上方穿过。 该工作面井下位于采区西翼轨道大巷北翼。以南为西翼集中轨道、西翼集中皮带、西翼集中回风大巷；北至F7断层上盘防水煤柱线；以西250m为正在掘进的16工作面皮带顺槽；以东为正在掘进的北翼集中轨道巷。 该面大部分位于孙刘庄村和高庄村保护煤柱内，小部分位于曹铺村、邴庄村、北张村、梁宝寺二中和胶带厂以及工业广场保护煤柱内。 2、煤（岩）层赋存特征 该面煤层为气煤，在距设计切眼以南约570m位置处煤层出现分岔；煤层结构较简单，煤层倾角1～9°，平均5°。据附近L4-6、L4-2、98-B2等钻孔资料，煤层总厚2.77～5.78m，平均4.2m。煤层普氏硬度系数f=1.8。 、地质构造 据物探资料，该工作面位于南宋庄背斜西部，煤岩层主要为向东北倾伏的褶曲构造，煤
层走向变化较大。该面煤岩层倾角1～9°，平均5°。依据三维物探资料，该面无陷落柱、古河流冲刷等地质现象。断层情况详见下表： 断层情况表 4、水文地质 （1）水文地质情况 影响该面掘进的含水层主要有煤层顶、底板砂岩裂隙含水层和３上煤层底板三灰岩溶裂隙含水层。 ①、煤层顶、底板砂岩裂隙含水层 根据附近L4-2、L4-6等钻孔资料，煤层顶板砂岩裂隙含水层厚度为2.1m；由细砂岩和中砂岩组成；煤层底板砂岩裂隙含水层，厚度为17.9m，由中砂岩组成。据地质报
工作面切眼施工方案安全技术措施(新版)
( 安全技术 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 工作面切眼施工方案安全技术 措施(新版) Technical safety means that the pursuit of technology should also include ensuring that people make mistakes
工作面切眼施工方案安全技术措施(新版) 一、施工方案 现准备从8103轨道顺槽测点G17点处以方位角59°32′26″开掘8103工作面切眼，断面为6000×2200mm（开口20m为断面为7000×2200mm）。由于切眼断面大，顶板压力也随着增大，故为了保证本工程施工现场的安全性，经矿委会决定，切眼采用二次成巷的掘进方式来完成施工。首先，在采空区侧以4000×2000mm断面开掘，采用综掘施工。当此断面掘进约184米到达停工点后，再以扩帮的形式倒着炮掘靠采煤帮的另一侧，断面为2000×2200mm。 1、第一次成巷顶锚杆支护 巷道为4000×2200m的矩形断面，采用”锚杆+锚索+4m长的“W”型钢带+金属菱形网”联合支护。顶板每排布置5根锚杆，间距为800mm，排距为900mm，其中采空区侧的顶锚杆安装角度与煤壁顶板
成75°，其它锚杆垂直顶板支设。（如附图所示） 2、第一次成巷顶锚索支护 第一次掘进成巷时，需打一锚索支护顶板（锚索布置在钢带的第三眼上），锚索以顺槽掘进方向隔一排钢带打一锚索,排距为1.8m。 3、第一次成巷帮锚杆支护 第一次掘进成巷时，采空区侧的一帮按正常掘进巷道的支护方式进行支护，布置帮锚杆，间排距1000×900mm。 4、二次成巷后巷道支护 第一次掘进成巷后，再以扩帮的形式倒着掘进靠采煤帮的一侧，扩帮后断面为矩形，巷道断面为6000×2200m。扩帮二次成巷采用“锚杆+锚索+2m钢带+金属网”进行支护，顶锚杆支护间排距为800×900mm。锚索支护为：按切眼掘进方向，间隔一排钢带，打一排锚索(锚索打在钢带上)，排距为1.8m。 5、为了在第一次成巷和第二次成巷期间，防止切眼巷道顶板由于受围岩压力的影响而冒落，需要在该巷道的两帮打设点柱，点柱采用“带帽点柱”支护，一排两根，间距5m(点柱至采空区侧和工作
采煤工作面设计
第一章概述 一采煤工作面位置及开采范围 5015N工作面位于该矿第一水平，该工作面上以-40m煤层底板等高线的保护煤柱为界，下以-400m煤层底板等高线的边界保护煤柱为界。左以工作面的运输斜巷为界，右以工作面的回风斜巷为界。 二采煤工作面与相邻煤层及相邻已采条带的关系 相邻条带对本条带无影响。 三采煤工作面与地面相对位置关系 地面无保护物。
第二章地质概述 一煤层的赋存情况 西安矿工作面走向为东西走向。工作面的长度为280m，工作面推进长度为1718m。煤层倾角12°左右，平均煤厚5m，煤质中硬，煤的密度为1.33t/m3。 二围岩的性质及对煤的影响 无伪顶。直接顶为8m厚的细沙岩（Ⅰ）类，基本顶为11m厚的石灰岩（Ⅱ）类。煤层底板为中砂岩。邻近条带对本条带无影响。三地质构造及水文地质情况 西安矿工作面的左以断层为界，留20m保护煤柱。采区的正常涌水量为150m3/h。 四瓦斯，煤尘和自燃发火期 采区瓦斯相对涌出量为16m3/t。煤尘具有爆炸性。自燃发火期为6个月。
第三章可采储量及可采期 一可采储量的计算公式： ? ? ? ? =K M Z S = R L ? 33.1 91 % 280 5 1738= ? ? ? 式中 Z—工作面的可采储量，万t S—工作面的倾向长度，1738m L—工作面的长度，280m M—煤层的厚度，5m R—煤的实体密度，t 33 .13 m/ K—工作面的采出率 二可采期的计算公式： Z 1.2a T = = AK 式中 T—可采期，a A—工作面年生产能力，334Wt K—储量备用系数 1.4
第四章巷道布置与生产系统 第一节巷道布置概述 在靠近 F断层保护煤柱线处沿煤层的倾向在煤层中掘进第一带 10 区的回风斜巷在距第一带区中心右侧在煤层中沿煤层的倾向掘进第一带区的运输斜巷二条斜巷掘至保护煤柱线处在煤层中沿走向掘一条平巷使二条斜巷相通该巷道称开切眼，待各巷道检查合格后安装采煤机设备进行采煤工作。 同时做好下一条带的准备工作。 将采区车场布置在停采线上部的煤层底板岩石中，材料斜巷通过平巷和材料斜巷与大巷相通，同时，材料斜巷与回风大巷相通，绞车房在材料斜巷上端。采区煤仓一端与运输斜巷相通，另一端与水平大巷相通。进风行人斜巷一端与水平运输大巷相通，另一端与运输斜巷相通。 第二节生产系统 一运煤系统（附图1） 采煤工作面→运输斜巷→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓 二运料系统
煤矿工作面综采设计
一、地质概况： （一）工作面位置、范围及井上下对照关系 工作面地面位置：位于许疃镇与集南王家附近，地表为季节性河流和农田。 该面位于82采区左翼第二区段，南侧为81采区7114工作面，北侧为82采区上山。上邻8221工作面（尚未开拓），下邻8225工作面（尚未开拓），顶部7123及7223工作面已回采完毕。 工作面概况：该面可采走向长600 m,倾斜长152m。总面积约91200 m2。工作面标高- 410.9～- 460.0m。 （二）煤层及围岩情况： 82煤层属二迭系下石盒子组，该煤层由亮煤和半亮煤组成，具有玻璃光泽，该工作面煤层厚度1.9～2.46米,平均2.18米,结构简单，赋存较稳定。倾角一般在4°～28°左右,平均16°,该煤层与上覆72煤层的层间距为8.95～16.23米，平均为15.78米，与下伏83煤层的层间距0.45～2.1米，距下部铝质泥岩约12.5米。 该工作面顶板为细砂岩，厚度平均为13.86m上部水平层理，浅灰色；中部灰白色细砂，以石英为主，局部含菱铁鲕粒，厚层状；下部灰白色，夹大量植物根部化石而呈波状层理。 该工作面直接底为泥岩，厚度平均为1.27m，灰色，富含植物根部化石，其下为83煤，玻璃光泽。老底为泥岩，厚度平均为4.6m灰色，靠上部较厚，部分地点略带褐色。 （三）地质构造情况：
根据三维勘探资料及72煤层回采的资料，该区域内共发育断层10条，其中三维地震勘探7条，7223回采揭露3条。对8223有一定影响的各断层参数如下： （四）水文地质情况： 本工作面的水文地质条件较简单。该工作面掘进施工时将会出现顶板滴，淋水等现象，对掘进工作面有一定影响。预计涌水量5～10t/h。 8223工作面位于7123工作面、7223工作面采空区下方，由于7123工作面、7223工作面老空区积水,将会对8223工作面掘进施工构成水害威胁。 掘进工作面的充水水源为82煤层顶板砂岩裂隙水及上覆7223老空区积水，特别是在断层等裂隙发育处，滴、淋水现象较严重。 （五）工作面瓦斯、煤尘及地温情况：
掘进工作面设计说明书
xxxxx掘进设计说明书编号：号 编制单位：xxxxxxx 编制日期：2017年10月
设计会审记录
目录 1. 概况........................................................... - 1 - 1.1概述 - 1 - 1.2编写依据 - 1 - 2. 地面相对位置及地质情况........................................... - 2 - 2.1 井上下对照关系表............................................ - 2 - 2.2 煤（岩）层赋存特征及地质构造................................ - 3 - 2.3 地质构造.................................................... - 5 - 2.4 水文地质.................................................... - 5 - 2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性........................................ - 5 - 2.6 煤质指标.................................................... - 5 -3．巷道布置及支护设计.............................................. - 6 - 3.1 巷道布置.................................................... - 6 - 3.2支护设计 - 8 - 3.3支护工艺设计 - 13 - 3.4工程质量验收标准 - 14 - 3.5 矿压观测设计............................................... - 14 - 4. 施工方法及工艺设计.............................................. - 16 - 4.1 施工方法................................................... - 16 - 4.2 设备配备及技术特征......................................... - 17 - 5. 生产系统设计.................................................... - 20 -
综采工作面外切眼加固安全技术措施正式版
In the schedule of the activity, the time and the progress of the completion of the project content are described in detail to make the progress consistent with the plan.综采工作面外切眼加固安全技术措施正式版
综采工作面外切眼加固安全技术措施 正式版 下载提示：此解决方案资料适用于工作或活动的进度安排中，详细说明各阶段的时间和项目内容完成的进度，而完成上述需要实施方案的人员对整体有全方位的认识和评估能力，尽力让实施的时间进度与方案所计划的时间吻合。文档可以直接使用，也可根据实际需要修订后使用。 随工作面的推进，外切眼顶板压力大，顶板破碎，存在安全隐患，为保证工作面顶板安全，便于下一步正常推进和外切眼加支架工作的顺利进行，需要对外切眼进行加固支护，为保证施工安全顺利进行，特编写本安全技术措施。 一、施工方法 1、支护前，首先检查施工地点顶板安全情况，敲帮问顶，找掉危岩悬矸，确保不安全不施工。 2、在外切眼中间使用单体支柱配合铰接顶梁进行支护，沿切眼走向方向在巷道
中部支设一排支柱，一梁一柱，柱距 1m±0.1m，支柱顶梁接顶不实时，必须用方木接顶并垫平，防止支柱打滑，支柱迎山角必须符合规定，初撑力不得小于 11.5MPa，支柱要支在硬底，使用好防倒钩。 3、在外切眼上、下三岔门处分别垂直于切眼方向支设4排单体支柱，排距 1.0m±0.1m。上、下三岔门处第一排支柱分别沿皮带顺槽巷道下帮、轨道顺槽（里）巷道上帮煤壁支设，第一、二排使用单体支柱配合π型梁支护，一梁二柱，柱距 2.0m±0.1m，第三、四排使用单体支柱配合铰接顶梁支护，一梁一柱，柱距 1m±0.1m，支柱初撑力不得小于11.5MPa，