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1、1采煤工作面概况1.1地表及井下位置 8101工作面地表位于岩家洼以西，南家山以东，盖层厚度为279-289米。井下位于一采区，西邻矿井回风、轨道、皮带大巷，东、南为未采区，是玉峁煤业公司下组煤首采工作面。1.2 工作面巷道布置及基本参数根据8101工作面井下位置及四邻采掘情况，考虑保护煤柱的留设，设计工作面走向长度462m，倾斜长度110m。工作面巷道采用一进一回顺槽布置形式，正巷、付巷、切眼均沿8煤层顶板布置，正巷与801皮带下山相通形成运煤系统，并与803回风下山相连形成回风系统；付巷与801轨道下山相通，形成行人运料等辅助运输系统及进风系统。上组4煤已采空，与8煤层间距60-62m，经
2、探放水已无积水，安全煤柱留设为25m，其地表为荒山无任何建筑物和设施。附：工作面平面布置示意图 （见图11）1.3地形地貌本采区内山峦起伏，沟谷纵横，地表为黄土覆盖，植被稀少，地形较为简单，地势总体为一单斜构造西边高、东边低，标高1112m，相对高差185.2m。1.4河流水系本井田位于汾河流域，汾河从井田北部流过，本工作面地表均为季节性河谷，平时流量很小或干涸，雨季流量增大，自南向北汇入汾河。2工作面地质情况2.1 煤层赋存情况：8101工作面所采煤层为8#煤层，赋存于太原组地层下部，与4号煤层间距变化不大，为60-62m，平均约11m。全区可采，煤厚3.53.7m，平均3.6m，厚度较稳定
3、，大多有12层夹石，单层夹石最大厚度0.2m。8号煤层以暗煤为主，粘土含量高，同时含有一些黄铁矿为特低灰、中硫分、低磷分煤，煤类为焦煤，难洗选，灰分（Ad）：原煤26.1531.92，平均29.04；容重为1.38 t/m3，其普氏系数35。煤层稳定，结构为0.71（0.42）3.25，煤层平均厚度为3.6m左右，煤层整体为一单斜构造，大致由西北向东南倾斜，倾角7左右。附： 煤层赋存情况表 表21煤层总厚（m)3.5-3.7煤层结构（m）煤层倾角（度）走向长m倾斜长m0.71（0.42）3.25(311)/7462520110可采指数1变异系数（%）8稳定程度面积m2稳定508202.2煤层顶
4、底板情况：附：煤层顶、底板情况一览表 表22煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征老 顶K23.12灰色石灰岩直接顶石灰岩1.91深灰色石灰岩伪 顶泥 岩0-0.3黑色泥岩、局部伪顶发育直接底砂质泥岩5.09黑色砂质泥岩老 底砂质泥岩3.50黑色砂质泥岩 2.3地质构造情况：8101工作面地质情况较简单，煤层整体呈单斜构造，大致由东北向西南倾斜，倾角7左右。根据地质资料和掘进中揭露无断层和陷落柱。2.4瓦斯、煤尘及自燃发火情况瓦斯：含量低。相对涌出量为5.05m3/t，绝对涌出量为4.03m3/min。煤尘：具有爆炸性，爆炸指数22.31%。煤的自燃：属I类，容易自燃发火，自燃
5、发火期4-6个月。2.5水文地质情况8101工作面水文地质情况简单，顶板泥岩含水较少，工作面标高低于奥灰静止水位标高30-35米，不属于带压开采，底板突水系数为0.05MPa/m。正常情况下工作面仅有滴水、淋水现象。上组煤采空积水随已探放但不排除存在潜在的威胁，随着工作面的推进，部分积水有可能沿塌陷裂隙涌入工作面；为此施工队组必须增加排水设施，如遇异常情况及时汇报矿调度。最大涌水量：20m3/h,正常涌水量：2m3/h2.6工作面储量：附：工作面储量计算览表 表23储量计算走向长（m）工作面长（m）面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（t）回采率（%）可采储量（t）462110508
6、203.61.38252473.7696242374.82.7工作面可采期 = =24237545=5.5（个月）2.8工作面采出率 = 100% =（252474-13662）/252474=962.9问题及建议：2.9.1加强支护，做好顶板管理工作。2.9.2由于受上组煤采空动态补给水的影响，施工队组必须增加排水设施。加强工作面水文情况监测，如遇异常情况时及时汇报矿调度。3回采巷道断面及掘进施工3.1巷道断面的选择：根据8101工作面拟用的采煤方法，选用各种机械、设备和设备运输的最大宽度；以及煤矿安全规程规定的人行道宽度与各种安全间隙，通过巷道的风量风速要求；敷设于巷道中的各种管路、电缆的
7、合理布置。综合考虑确定巷道断面为矩形断面，选择运输顺槽净宽度为4.4m，净高度为2.5m；回风顺槽净宽度为4.0m，净高度为2.5m；开切眼净宽度为6.0m，净高度为2.5m。详见 巷道断面布置图（见图3-1、3-2、3-3）3.2掘进巷道设备选型：工作面巷道掘进方式采用EBZ160型掘进机配合SGW40T刮板输送机出煤，施工70米后拆除刮板输送机，安装JS-80胶带输送机出煤连续作业，沿8#煤顶板掘进，施工材料运输采用24kg/m钢轨和1t矿车、架子车，钢筋砼轨枕，轨道间距600mm，轨枕间距1m。铺轨质量要求，轨距误差为+5mm、-2mm，要求构件齐全、牢固，并与轨型相符，轨道接头间隙不大
8、于5mm，高低和左右错差不大于2 mm，使用正规道岔，扣件螺栓齐全、紧固有效；铺设临时轨道时，必须拉好中心、腰线，按要求尺寸铺设，车场双轨中心距不得小于1.6m，人行道宽度不小于800mm，轨枕上平面与巷道底板一致。3.3支护设计3.3.1工作面掘进支护：工作面顺槽支护形式采用锚杆、铁丝网、梯子梁、锚索、木点柱（仅切眼布置）联合支护。支护材料规格尺寸见表3-1。表3-1 巷道支护材料规格尺寸支护材料材质规格尺寸（mm）锚杆帮锚杆螺纹钢树脂锚杆202000顶锚杆螺纹钢树脂锚杆202000铁丝网10#铁丝编织60001000梯子梁帮梯子梁8钢筋190050顶梯子梁14钢筋400050锚索钢绞线17
9、.8500木点柱优质松木20025003.3.2支护参数见表3-2。表3-2 支护参数间排距轨道顺槽（mm）回风顺槽（mm）开切眼（mm）顶锚杆700700900900700700帮锚杆900900900900900900锚索150027001500270014002700木点柱250030003.3.3临时支护3.3.3.1割完煤后，首先进行敲帮问顶，及时清除活矸危岩，检查处理隐患，方可进行临时支护，临时支护采用钳式吊挂装置，由两根4.5m长的金属前探梁，6个钳式固定器组成，两前探梁对称巷道中心，间距1.6m； 3.3.3.2临时支护操作如下：首先对掌子头、两帮、顶板进行详细的敲帮问顶，然后
10、松开固定器，把前探梁往前穿0.5m，将最后一道钳式固定器拆下来，移到工作面迎头，及时打锚杆固定牢靠，然后由四人推移前探梁至工作面煤壁，推移到位后，并将探梁上铺好网，每根前探梁上必须有三个钳式固定器。然后调整好棚梁的位置，上好撑木，卡紧前探梁，用背板、木楔按“顶四”构顶，要经常检查钳式固定器的完好情况，损坏的及时更换。3.3.4永久支护3.3.4.1临时支护完毕确认安全后，必须拉好中心、检查两帮的尺寸必须符合设计要求，允许误差为0-+50mm。然后按设计要求铺网打锚杆进行永久支护。3.3.4.2临时支护距工作面不超过900mm，永久支护工作面不超过5m。3.4.巷道施工时的方向、坡度控制：巷道开
11、口施工由地测科及时标定中心、腰线，施工时按地测科给定的定中心、腰线施工，当巷道施工50m后由地测科及时安设激光指向仪，施工按激光指向施工。3.5掘进通风方式 采用局部通风机压入式通风。风机安设在轨道顺槽开口外20m 801轨道下山巷道的新鲜风流中，距回风口不小于10m,风机距底板的高度不小于0.3m，风筒为800mm的柔性不燃风筒，使用一股15.5mm钢丝绳,在风筒侧第一根顶锚杆上固定崩紧,用于吊挂风筒,风筒逢环必挂，距底板不小于1.8m,保证行人通过及不被矿车挂破，风机与轨道边缘必须保证700mm安全距离。风机开关在风机前5m外的新鲜风流。3.5.1风量计算3.5.1.1工作面的配风量计算按
12、瓦斯涌出量计算：Q掘=100q瓦K掘通=1000.31.2= 36 m3/min式中：Q掘掘进工作面最低配风量 m3/min Q瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量 取0.3m3/min K掘通瓦斯涌出量不均衡通风系数 本矿取1.2按工作面人数计算： Q掘=4N =428=112 m3/min式中：4煤矿安全规程规定井下每人的需风量为4m3/min； N掘进工作面的人数。（按交接班的人数计算）按工作面最低允许风速计算Q掘=60VS=600.2510.125=154m3/min式中：V煤矿安全规程规定最低允许风速 取0.25m/sS掘进巷道净断面积，10.125m2根据上述工作面配风量计算，取其中最大值作
13、为掘进工作面最低配风量，即：Q掘=154m3/min。3.5.1.2局部通风机的选型根据井下实际试选FBYNO-6.0型风机，其吸风量为230m3/min。 Q掘实= Q吸 (1-L%)=230(1-650%2%)= 201m3/min式中：Q掘实工作面实际供风量 m3/min Q吸局部通风机实际吸风量 230m3/min L掘进巷道总长度 650m %风筒百米漏风率 取2% 因为Q掘实Q掘 所以本工作面风机选择2BKJNO5.6型局部通风机两台供风。其中一台为主风机，一台为副风机，两台风机实行双电源自动切换，杜绝无计划停风。3.5.1.3局部通风机的配风计算 Q局=NQ吸+9S=1230+9
14、12.28=340.52 m3/min式中：N安设局部通风机台数 本工作面取1 Q吸局部通风机的吸风量取 230m3/min S风机所在巷道断面积 12.28m23.5.1.4风筒出口到工作面的距离计算L=4S1/2=410.125 1/2=13.910m3.5.2对配风量进行验算3.5.2.1按瓦斯浓度验算C=q瓦/Q掘实K=0.3/201100%= 0.14% C1% 符合煤矿安全规程要求。 3.5.2.2 按风速验算V= Q掘实/60S=201/6010.125=0.33m/s0.25V4 符合煤矿安全规程要求。3.5.3通风管理3.5.3.1工作面必须保证正常通风，必须及时延接风筒，保证风筒出风口距工作面距离不超过10m。严禁私自停风或摘开风筒作业，发现断开的地方必须及时对好，有破口的地方必须及时补好，以防瓦斯积聚。3.5.3.2
