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K3煤层综合柱状图
第3节 煤层顶底板
第4节 表3煤层顶底板岩性及特征
顶、底板名称
岩石名称
厚度（m）
特征
基本顶
中粒砂岩
4.2
灰白色石英砂岩
直接顶
砂质泥岩和
粉砂岩
1.53-2.06
砂质泥岩为灰色含小白云母片，粉砂岩为灰色含小白云母片
伪顶
炭质泥岩
0.22
灰黑色
直接底
炭质泥岩和五1煤
0.14-0.2
炭质泥岩为黑色，五1煤为黑色块状暗煤为主
基本底
细砂岩
3.72
灰白色
第四节地质构造
褶曲情况及对回采的影响
根据现有巷道揭露资料分析，在推进过程中会出现小褶曲，对采面无大的影响。
第五节水文地质
根据资料查明及掘进揭露情况，此区水文地质简单，工作面无老空积水，在采面推进过程中不会出现淋水现象。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它因素
表4影响回采的其它因素见表
瓦斯
属于低瓦斯工作面。
CO2
属于低CO2工作面，涌出量极小。
煤尘爆炸指数
通过2008年9月瓦斯鉴定提供的检验报告，具有中等强度爆炸性，煤尘爆炸指数为26.54%。
煤的自然性
煤的自燃等级为Ⅱ级，不易自燃，至今未发生煤层自然现象。
地温危害
无
冲击地压危害
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量：
4625吨。
可采储量；
本矿炮采工作面回采率95%，可采储量4625吨。
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可采推进长度÷
月设计推进长度
=47÷
47m/月=1个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采煤工作面巷道布置
工作面采用走向长壁布置，运输大巷、回风巷、布置在煤层中，上帮沿底，下帮挑顶，上、下顺槽都沿煤层底板掘进。
1、运输大巷沿煤层走向布置在K3煤层中，巷道总长度为57m，巷道为梯形，上宽2m，下宽3.0m，中高1.8m，巷道净断面4.5m２。
2、上顺槽布置在下运输顺槽以上的同一煤层中，距运输大巷37m，下运输顺槽与采区运输巷相接，完成工作面的运输。
3、上顺槽与总回风巷相通，保证工作面有足够的风量带走回采时工作面涌出的瓦斯。
附图2：
残采Ⅱ工作面位置及巷道布置
第二节采煤工艺
一、工艺流程
打眼→放炮→挂梁攉煤→运煤→移溜→纫柱→回柱放顶→维修
二、采高和循环进度
1、正常回采期间，采高随煤层厚度确定，平均1.2m，工作面走向长度57m（保留10护巷煤柱），倾斜长度37m。
如遇局部煤层变薄可以破顶回采，保证采面高度1.6m，特殊情况制定补充措施。
2、循环进度：
1.0m。
三、落煤
1、工作面落煤、装煤及运煤方式：
采用微差爆破落煤；
采用人工装煤，辅以爆破自装，采用SGB-420/30刮板运输机运煤。
2、爆破方法，炮眼布置方法：
采面采用打通排眼，分组装药，但一组装药必须一次起爆；
装药方式：
正向装药；
连线方式：
串联。
每组装药必须一次爆破并且长度不得超过10m。
炮眼布置采用“双排三花眼”布置方式。
见炮眼布置示意图。
每个炮眼装药两卷，采用水炮泥和粘土炮泥封眼，炮泥总长度不低于500mm。
具体见炮眼装药结构图。
3、爆破说明书（参见下表）
炮眼特征
名
称
距
离
位置角度
眼深
（m）
利用率
%
装药量
kg
距底（m）
距顶（m）
仰俯水平（°
）
顶眼
1.6
0.2
90
1.2
95
0.40
底眼
0.8
0.4
75
爆破经济分析表
顺序
项目
单位
说明
1
打眼工具
型号
MZ-12
煤电钻工作面打眼
台数
台
2
炮眼特征
循环眼数
个
22
平均深度
m
1.0
循环炮眼长度
12
3
炸药
炸药种类
乳化炸药
每孔装药量
kg/孔
循环用量
8.07
4
雷管
种类
毫秒延期雷管
5
封泥
粘土炮泥
大于0.4
水炮泥
封泥长度
大于0.5
四、装运煤
工作面放炮后，由人工将放落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出；
机巷采用刮板输送机运煤，运输巷650mm皮带运输。
五、工作面支护及采空区处理
（一）工作面支护
1、支护形式：
工作面采用ＤＺ型外注式单体液压支柱与π型钢梁配套使用，支护方式为齐梁直线柱形式，支护形式为一梁三柱，柱子打在π型钢梁距梁头0.3米处，挂梁方式为分段自上而下，掏一棚架一棚，不准空顶作业。
正常生产时采用三梁四柱管理。
型号
项目
DZ10-30
100
DZ12-30
DZ14-30
DZ16-30
DZ18-30
DZ20-30
最大高度（mm）
1000
1200
1400
1600
1800
2000
最小高度（mm）
685
792
900
1005
1110
1215
工作行程（mm）
315
408
500
595
690
785
额定工作阻力（KN）
300
初撑力（KN）
缸直径（mm）
全行程降柱时间S
<
10
14
16
18
20
升柱时间Ｓ
泵站压力Mpa
≥18
质量kg
32.07
36.34
39.91
41.5
45.2
49.2
表7单体支柱和技术特征表
2、支护质量
（1）工作面支柱、梁要编号，编号要清晰。
（2）支柱打成一直线，排距1000mm，柱距600mm，偏差均不超过±
100mm；
端面距不大于300mm。
（3）支柱支设应垂直顶底板，迎山有劲，迎山角为5°
，工作面支柱必须全承载。
（4）支柱钻底时要穿靴，禁止穿双靴戴双帽，初撑力不得低于90kN，采面要坚持二次补液。
（5）工作面顶梁挂设平直，梁头垂直指向煤壁，梁与梁之间相互平行。
六、采煤工作面正规循环生产能力
W=L×
S×
h×
r×
c=（65×
1.0×
1.2×
1.45×
97%）t=105.9t
式中W---工作面正规循环生产能力,t；
L---工作面平均长度，m；
S---工作面循环进尺，m；
h---工作面设计采高，m；
r---煤的密度，t/m3;
c---采出率，%；
附图3工作面支架布置示意图
第三节设备配置
表8工作面机电设备配置表
设备名称
规格型号
单位
数量
主要技术参数
备注
煤电钻
KBZ-4/127V
额定电压：
127V
额定功率：
1.2千瓦
工作面刮板运输机
SGB－420/30
部
660V
30千瓦
输送量：
80T/时
链速：
0.88m/s
机巷刮板运输机
SGD－320/17
40T/时
0.59m/s
乳化液泵站
XR-WS640
额定流量：
80/min
功率：
37千瓦
一台备用
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、单体支柱支护强度验算
1、采用经验公式计算支护强度。
Pt=9.81×
k
=（9.81×
2.5×
7）
=206
式中Pt——工作面合理的支护强度，kN/m2；
h——采高，m；
r——顶板岩石的密度，t/m3,一般取2.5；
k——工作面支柱与支护的上覆岩厚度与采高之比，一般为4--8
2、参考60150工作面观测资料，选择本工作面矿压参数表9，最大平均支护强度190kN/m2
3、选择工作面支护强度。
根据以上计算和观测数据，190<
223.2，因此工作面支护强度应大于206kN/m2。
4、支柱实际支撑能力。
Rt=kg×
kz×
kb×
kh×
ka×
R
=（0.99×
0.95×
0.9×
300）kN
=253.9
式中Rt——支柱实际支撑能力，kN；
kg——工作系数；
kz——增阻系数；
kb——不均匀系数；
kb——采高系数；
ka——倾角系数
R——支柱额定工作阻力，kN。
5、工作面合理的支护密度。
n=pt/Rt=206/253.9=0.81
式中n---支柱的支护密度，根/m2。
表9预计工作面矿压参数参考表
序号
同煤层实测
本面预计或选取
顶底板条件
直接顶厚度
3.5
基本顶厚度
4.0
3.8
直接底厚度
0.7
直接顶初次跨落步距
5-10
初
次
来
压
来压步距
6
8
最大平均支护强度
kN/m2
190
206
最大平均顶底板移近量
M
来压显现程度
明显
周
期
80
平
时
120
60
直接顶悬顶情况
7
直接顶类型
类
Ⅲ
基本顶级别
级
9
巷道超前影响类型
6、根据规定要求，工作面基本支架的排距为1.0m，则基本支架的柱距：
L柱=1.0÷
（L排×
n）=1.0÷
0.99=1.01m
式中L柱——工作面基本支架的柱距，m；
L排——工作面基本支架的排距，m。
取基本支架的柱距0.6m。
7、合理控顶距的选择。
根据该工作面顶底板条件，该工作面采用“三·
四”排管理，见四回一。
8、支护设备选择。
根据上述有关参数，结合采高因素，本工作面选用ＤＺ型外注式单体液压支柱与π型钢梁配套使用。
二、乳化液泵站设计
1、液压管路：
泵站→回风巷超前棚→工作面→机巷超前棚
2泵站及管理要求：
（1）泵站设备的维修管理由采煤队维修工负责。
（2）泵站司机上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度配比计且认真填写乳化液浓度检查记录。
（3）泵站压力超过18MPa，乳化液浓度达到2%--3%，有配比和检测手段，配液用水为中性水泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。
（4）油箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖必须盖好。
（5）泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵，乳化液漫油箱。
（6）开泵时检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。
（7）注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。
（8）液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。
（9）泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。
（10）更换液压管或液压管密封时，应停泵或关闭断路阀。
第二节工作面顶板管理
一、控顶方法
1、用全部跨落法管理顶板。
2、控顶距及放顶步距:
工作面正常地点最大控顶距4.2米，最小控顶距3.2米，机头机尾处最大控顶距5.2米，最小控顶距4.2米，具体规定正常地点见四回一，机头机尾地点见五回一，放顶步距离１米．
二、回柱放顶方法
1、回柱方式
采用人工的方法进行回柱
2、回柱顺序
清理柱脚→挂回柱器→卸载→拉柱→回收铰接顶梁
3、操作方法
（1）放顶工作人员进入工作地点后，首先要检查支架及顶板情况，发现支架严重变形或缺梁少柱等情况，应先维护整修支架，缺梁缺柱补齐，并进行二次注液后，再开始工作。
（2）放顶前必须清理放顶排浮煤，并将放顶范围内的杂物清理干净，选择好退路，做好放顶准备工作。
（3）正常放顶为两人一段，互相照顾配合工作，放顶顺序由下向上，由里往外，放顶要求安全迅速，回净塌实，分段放顶距离不小于15米，15米内严禁采放平行作业。
（4）对放顶困难地方，班长或组长指定一名技术熟练的老工人，进行操作，班组长必须现场指挥确保安全。
（5）严禁在控制区内提前摘柱，放顶前必须先打双柱。
（6）放顶回出的梁必须整齐地放在本棚的材料排，回出的支柱必须全部打在该棚对应梁上，工作面内严禁出现空载柱。
（7）回柱卸载时要用专用工具，不准用绞车或溜子回撤，如出现“死柱”时，可用掏底、刨顶或用回柱器的方法回出，严禁炮崩。
（8）端头支架放顶时一定要有经验的老工人观看顶板和操作，并选择好退路，有危险预兆时，要立即处理或撤离危险区。
（9）分段回柱时，要选择顶板完好，悬臂较短，压力较小，最后一根柱容易回出的地方。
（10）回柱时必须按八项操作要令进行，即①问顶板；
②松掉矸石；
③清理好退路；
④打好超前支柱；
⑤招呼周围人员；
⑥回出支柱；
⑦运出支柱；
⑧支柱打在梁顶上，梁整齐竖放在材料排。
（11）回柱人员必须脸朝老塘，站在回柱上方棚档内安全地方，背对出口，姿式要便于退出。
三、初次来压及周期来压安全措施
（1）在工作面和采空区内设信号柱，以便在来压时能及时报警。
（2）初次来压期间，根据情况可适当加大工作面控顶距，或增设木垛，临时柱，矸石带等。
（3）努力实现正规循环作业，加强工作面进度，以保证煤壁完整性，使之具有良好的支撑作用。
（4）在有大面积顶板压力大时，最后回撤独立承压死柱时，如果正常回不掉时，要停止回柱，在周围补打临时棚或点柱，必要时可根据情况压小木垛，等顶板稳定时用镢头刨窝，再用回柱器直接回柱，回柱时把所有人员均撤到危险范围之外。
第三节回采巷道及端头顶板管理
一、端头支护
工作面上下端头各使用四根长3.6m的“π”型钢梁配合单体液压支柱支护，保证一梁三柱，与机头机尾一起前移，严禁出现“T”字棚和缺梁少腿现象，工作面机头机尾与上下机巷的搭接处要使用一根3.6m长的“π”型梁抬柱上回风巷下帮，下机巷上帮的梁头，随运输机转移，确保一梁三柱。
二、两巷及超前管理方法
工作面下安全出口及上回风巷的上下帮必须架设超前支护抬棚。
距煤壁20ｍ范围内打双抬棚，并且要架设牢固，符合质量要求，同时还必须保持煤壁齐以外20米范围内无断梁拆柱，无废料堆积，畅通无阻。
绑齐绑牢防倒绳，所打的超前抬棚在顶、底板条件较好地段初撑力必须达到6.5Mpa以上，顶板破碎及坑木腐朽或巷道内有冒顶架楼地段初撑力不得低于3Mpa。
三、上、下出口及两巷维护要求
1、加强上、下出口管理，自工作面煤壁线向外20m范围内，保持巷道净高不低于1.6m，人行道宽度不小于0.7m；
机巷超前靠上帮，回风巷超前靠下帮。
2、两巷净高不得小于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m，断面最底不小于设计断面的80%。
3、支柱必须穿柱鞋，绑齐绑牢防倒绳，初撑力达到标准要求。
4、加强两巷维护，发现棚子变形、片帮、漏顶要及时维护，确保两巷支架完整，无断梁折腿，无空帮空顶。
5、巷道无积水，无浮矸杂物，柱梁、材料、设备等必须挂牌，固定地点，堆放整齐，严禁乱堆、乱放。
6、回出的工字钢及从工作面运出的坏柱、坏梁要及时装车运走，不得影响通风、行人及运输。
7、下机巷回出的工字钢梁、腿以及采面的坏梁、柱严禁从刮板运输机上往外运，必须有人工运出到运输大巷装入矿车打平地。
8、两巷超前支护方法，工字钢棚加强维护：
（1）先套坑木棚，后拉工字钢棚。
（2）套棚时先在顶梁工字钢两端各打一点柱，然后拉掉棚腿，拉棚腿时要先挖好腿窝，然后再拉，避免强拉硬拽以防伤人。
9、下机巷刮板运输机滞后长度为3m，超过采面刮板运输机3m时，需及时对下机巷的刮板运输机槽子进行拆除，避免滞后距离太长影响回撤，回撤时严格执行“三大规程”的有关规定，保证安全。
第四节矿压观测
一、工作面的矿压监测
1、监测工作必须按有关文件要求执行，把监控工作纳入正常技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，及时消灭死角，把好安全关。
2、安装工作面和初放期间，支柱必须全部监测，正常回采期间，第一排支柱的监测率不低于30%，第二、第三排不低于10%,有重点有选择地监测，发现达不到要求应及时补液。
3、跟班人员带测压表进工作面，认真填写当班发现的问题及处理办法，遗留问题要附处理意见。
4、值班人员对当天反馈的信息，在班前会上向职工及时贯彻，分析原因，并提出处理意见。
5、生产科对原始数据和记录要认真检查，并上报矿领导，将结果反馈给采煤队。
6、质量管理员必须对支柱进行精心测量，认真填写，不得乱造数据，上井后及时将数据交生产科。
7、对工作面上、下端头破碎带、断层处及冒顶处等异常地段的支柱三班全部监测，以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。
二、支护质量监测
每旬由生产科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在问题，由采煤队立即整改。
监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等
三、观测时间要求
1、工作面：
观测到老顶初次来压和6次同期来压。
2、支护质量监测：
整个生产期间。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、出煤系统
（一）运输设备及运输方式
工作面回采出的煤通过工作面刮板运输机（1部）运至运输巷、经机巷刮板运输机（2部）经皮带到矿车，人工或电瓶车运输至车场，经主立井罐笼提升至平地。
（二）推移方式
1、移溜子机头、机尾时，要先将四根长梁按规定架好、在整修支架时，要按先支柱后回柱的原则进行维修。
2、工作面要严格执行停溜不移溜的原则，但在移溜子头，溜子机尾以及有问题的地方时，必须停止溜子后再移溜。
3、溜子机头、机尾移过后，首先按规定打好压机点柱然后再试溜，无问题后，再使溜子正常运行。
4、工作面溜子机头不准用平巷末部溜子拉，若特殊情况下，需要用末部溜子拉移时，施工单位必须制定措施同意后方可执行，必须有专人看管开关，专人传递信号，要确保末部溜子按钮灵活可靠，移溜时煤壁侧严禁站人，所有人员必须站在安全地方，并用信号进行联系由值班队长统一指挥。
5、移工作面溜子机尾时，可用单体液压支柱推移，机尾煤壁侧严禁站人，而且其它人员必须站在支架完整的安全地点，推移机尾人员随时观察移动情况。
6、工作面移溜时必须按顺序移溜或统一移溜，严禁顶死弯或把溜子顶错节。
7、移溜时还必须注意保护工作面电缆，高压水管，防止损坏。
8、推溜子前，工作面支架必须完整，行人排顶板有推力或顶板破碎时要打戗柱加强维护，凡推过溜子的地方，应及时打设支柱。
9、移溜子前，把煤墙排和行人排的浮煤清净，否则，不准移溜。
（三）煤炭的运输
运煤系统：
煤由工作面刮板运输机→运输巷皮带机→经皮带装入矿车→溜煤斜巷→上山皮带→+990水平大巷——地面煤场。
二、运料系统
（一）设备运输方式
工作面需要的材料、设备等物资。
矿车、卡子车等，通过副井平硐运至工作面。
（二）材料的运输
运料系统：
附运输示意图
第二节通风与监控系统
一、通风系统
（一）通风系统
风流方向：
+990水平大巷、轨道上山巷→皮带上山→溜煤斜巷——127石门——工作面
乏风流：
工作面→上顺槽→回风斜井→回风平硐——地面
（二）、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Ｑ采＝100q瓦斯×
K瓦斯＝100×
0.5×
2＝100m３／min
其中：
Ｑ采——采面所需风量ｍ３／min
q瓦斯——采面瓦斯涌出量ｍ３／min
Ｋ备——备用风量系数
按二氧化碳涌出量计算：
Q采=100qco2×
Kco2=100×
0.442×
1.9=84ｍ３／min
式中：
qco2——采面二氧化碳涌出量
Kco2——co2涌出量均衡系数
2、按炸药消耗计算：
Ｑ采＝25Ａ＝25×
4＝100ｍ3／min
Ａ——采面一次放炮的最高炸药消耗量4kg
25——每公斤炸药爆炸时每分钟所需的风量ｍ3／min
3、按工作面工作的最多人数计算风量
Ｑ采＝4N＝4×
25＝100ｍ3／min
Ｎ——采面同时工作的最多人数25人
4——每人每分钟所需的风量ｍ3／min
4、风速验算
V最小＝100／（60×
S最大）＝100/（60×
4.8×
1.2）＝0.29m/s
V最大＝100／（60×
S最小）＝100/（60×
3.6×
1.2）＝0.39m/s
V最大——采面最大风速
V最小——采面最小风速
S＝控顶距×
采高ｍ２
4.8——最大控顶距ｍ
3.6——最小控顶距ｍ
1.2——平均采高ｍ
根据《煤矿安全规程》要求炮采工作面风速0.25∠V∠4m／s而风量取100m3/min时，采面的风速范围为0.29m/s至0.39m/s之间，符合《安全规程》要求.
5、根据计算、演算结果确定风量：
根据以上计算，取风量Q=100ｍ3／min为设计风量，符合供风规定。
二、综合防尘系统
1、防尘方式：
工作面使用湿式打眼，放炮时使用水炮泥，生产中坚持洒水制度，各运输机转载点喷雾洒水，上下副巷安设水幕及隔爆水棚，定期清扫浮尘和配戴防尘口罩。
2、防尘
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