煤矿采煤要求放顶煤Word文件下载.docx
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第三章概况
第一节工作面位置及井上下关系
3102采煤工作面为3100采区首采工作面，位于该采区西南部。
3102采煤工作面边界为：
西南至矿界，东北至3102采面工作面设计停采线原测量点运21点。
可采面积29400m2，基础储量15.5万吨，可采储量14.4万吨。
具体位置、周边关系及开采情况如下表一所示。
表：
工作面位置及井上下关系
水平名称
-26m水平
采区名称
3100采区
地面标高（m）
+78
井下标高（m）
±
0~-26
地面的相对位置
位于井田西南部，地表均为农田，无任何建筑物。
回采对地面设施的影响
对应地面无任何建筑物，所以无任何影响。
井下位置和相邻关系
位于井田西南，西部到边界煤柱，以东为3100采区运输下山保护煤柱。
走向长度（m）
420
倾斜宽（m）
70
面积（m2）
29400
第二节煤层
本工作面设计为复采3煤层，通过地质资料及掘进巷道实际揭露情况，如下表所示
煤层情况表
煤层厚度（m）
3.9
煤层结构
复采
煤层倾角（°
）
7—25
开采煤层
3煤层
煤种
气煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
3102采煤工作面回采煤层为山西组3层煤位于山西组下部，根据掘进巷道实际揭露3102采煤工作面煤层倾角7～25°
，f=1.5。
属简单结构厚煤层。
煤层走向大致为210°
—230°
，倾向300°
—320°
3层煤属山西组气煤，多为条带状结构的半亮～半暗煤型煤。
颜色为黑色及褐黑色，光泽暗淡，条痕为褐色，贝壳状及不平整状断口，条带状及线理状结构，薄层状构造。
煤质坚硬，性脆，节理不太发育，裂隙内有次生方解石脉充填。
其煤质稳定，属中灰/特低硫煤。
本采面为我矿复采原葛石矿留下的遗煤，复采时煤质相对降低，剩余煤层赋存稳定，全区可采。
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度
特征
顶板
中粗砂岩或细砂岩
24m左右
原葛石矿采动后，3煤层以上的顶板冒落的岩石填充采空区，重新胶结成再生顶板。
再生顶板上部为灰色中粗砂岩，中下部为细粉砂岩，岩石松软，破碎、容易冒落。
底板
粉细砂岩互层
4-19m
平均13m左右
灰至暗灰色，含根部化石。
附图：
工作面煤岩层综合柱状图
第四节地质构造
根据3102采面上下顺槽揭露情况，共揭露正断层2条，落差在1.0-2.5m之间，局部煤层波折起伏，产状发生变化，对工作面的回采有一定影响。
断层产状及断层控制程度一览表
断层名称
走向（°
倾向（°
倾角（°
断层性质
落差m
对回采的影响
F1
287
197
75
正
2.5
有
F1-1
276
186
1.0
无
附图:
工作面运输平巷、回风平巷、采面切眼平面图
第五节水文地质
根据开拓揭露，该采煤工作面运输巷和回风巷均已出现淋水点，但运输巷涌水量不大，约为0.6m3/h，回风巷涌水量约为5m3/h，3煤顶板砂岩裂隙水主要通过采动裂隙进入工作面。
1、地表水：
井田内仅在井田北部有一季节性河流。
年降水量平均在710mm，在雨季河流对第四系潜水有补给作用。
矿区西部有一引汶干渠，基本常年无水。
2、含水层
井田内含水地层共有5层：
第四系砂层孔隙潜水、山西组三层煤顶板砂岩裂隙弱含水层、第三层石灰岩中等含水层、第十下层石灰岩含水层、奥陶系石灰岩含水层，其中对3100采区有影响的含水层为第四系沙层孔隙潜水、山西组三层煤顶板砂岩裂隙弱含水层。
1）、第四系砂层孔隙潜水
全区除台里北、八里庙北无砂层分布外，其它地区都有不同厚度的沉积，层次有1~4层，厚度1.5~13.0m，其沉积规律由东向西逐渐增厚，层次增多。
据民井简易抽水试验资料，单位涌水量1.06~11.861l/s.m，矿化度小于0.5g/l,为重碳酸钙钠型水，水位埋深1.0~5.0m。
属含水丰富、补给面广的强含水层。
2）、山西组三层煤顶部砂岩裂隙弱含水层
山西组3煤层顶板砂岩累计厚度约20m，以灰白色中砂岩为主，其次为灰色细砂岩，3煤层与3下煤层之间则为厚度10m左右的灰白色中砂岩。
为砂岩裂隙型承压含水层，单位涌水量为0.0741l/s.m，矿化度为0.79g/l,水质类型HCO3•CL•SO4-Na•Ca。
该含水层为3煤层开采时的主要直接充水含水层。
3煤层分层开采后，顶部砂岩冒落、裂隙发育，采空区充水、含水。
目前，我矿利用原葛石矿的主副斜井进行排水，根据抽排水情况分析，3100采区的正常涌水量为40m3/h。
3、采空区积水：
本矿井从对老空积水进行排放以来，目前已排放到-120m标高以下，本工作面作业水平为-26m水平，经掘进该工作面运输巷和回风巷揭露均未发现采空区低洼地段或老巷内局部积水，但回采时必须加强防治水意识。
4、断层水：
根据井下实际揭露的两条断层也不倒水，对矿井构不成威胁。
5、钻孔水：
本井田因是复采区域，原3煤顶板已冒落，钻孔已被破坏，通过揭露和对比原钻孔位置无出水现象。
在现阶段开采时，3100采区出水大多表现为3煤顶部出现少量滴水、淋水，对回采该块段煤层影响较小。
因此，该工作面水文地质情况较为简单，但在施工过程中仍应坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水十六字方针，发现顶板淋水增大或有其它异常现象，要立即停止施工，撤出所有受水威胁地点的人员，及时报告矿调度室，待采取措施后再施工。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况：
影响回采的其它地质情况表
瓦斯
矿井相对涌出量0.93m3∕t，绝对涌出量0.17m3/min，低瓦斯矿井。
二氧化碳
矿井相对涌出量1.26m3∕t，绝对涌出量0.23m3/min，低二氧化碳矿井。
煤尘
具有爆炸危险性，爆炸指数为41.14％。
煤的自然倾向性
煤层有自然发火倾向。
地温危害
冲击地压危害
二、冲击地压和应力集中区:
无冲击地压和应力集中区，所以对本工作面的开采没有威胁。
第七节储量及服务年限
一、储量
基础储量：
15.5万吨
可采储量：
回采率为93%，可采储量为14.4万吨。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=420/（0.8×
1×
30）=17.5个月
第四章采煤方法
第一节巷道布置
一、巷道布置概况：
回采工作面采用走向长壁布置，顶板管理采用全部垮落法。
采用悬移支架支护顶板。
采面设计两条主巷道，一条为回风巷，担负行人、运料、回风等生产任务，一条为运输巷，担负运煤、进风等生产任务。
工作面回风巷、运输巷均采用11#矿用工字钢支护，支护规格：
上宽2.0m，下宽2.6m，净高2.0m，棚距0.8m。
巷道采用梯形断面，净断面积4.6m2。
水泥板背顶帮，棚腿间使用撑木固定（水泥板规格：
1m×
0.2m×
0.05m,撑木规格：
0.77m×
0.08m×
0.06m）。
三、采煤面切眼
3102工作面切眼沿3煤层底板布置，梯形工字钢支护，支护规格：
上宽2.0m，下宽2.6m，净高2.0m，断面积4.6m2，棚距1.0m。
附图三：
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤方法的选择及工艺
1、根据我矿煤层赋存情况、煤层厚度、支护材料及集团公司金阳煤矿开采经验，本工作面采用走向长壁后退式悬移支架放顶煤采煤方法，全部跨落法管理顶板。
2、回采工艺
其工艺流程为：
注液→打眼→煤壁爆破→挂网伸前探梁→出煤→移输运机→移架→注液→剪网放顶煤→补网堵放煤口→清理工作面
3、回采工艺简述
（1）、煤壁爆破后，攉净采面落煤，再移运输机、移架，最后剪老塘网，由上到下出顶煤。
（2）、出煤：
采用爆破落煤和人工攉煤相结合。
（3）、运煤：
工作面及顺槽采用SGB38830B型刮板输送机运煤。
（4）、移输送机：
人工移工作面输送机。
（5）、移架：
采用分段交错迈步前移支架的方法。
（6）、剪网放煤：
由上而下多轮、分段、顺序、等量放煤法。
4、回采工艺参数及采高的确定
（1）、工艺参数
a、开采厚度：
平均开采厚度3.9m。
b、工作面开采厚度2.0m，放顶煤厚度1.9m。
c、采放比1：
0.95。
d、循环放顶步距0.8m，工作面循环进度0.8m。
（2）、采高的确定
悬移支架要求合理支护高度为2.0m，故采高定为2.0m，放顶煤高度平均1.9m。
5、放顶煤方法及要求
（1）、放煤口参数
放煤口剪成“┻”形，且放煤口最低点不得超过后部输送机溜槽0.5m。
放煤口竖边长0.4m，横边长0.3m，间距1.2m。
（2）、剪网放顶煤要求
a剪网高度禁止超过要求，严禁在支架顶部放顶煤，放煤口位置应在支架后方。
b放煤前或移架前，必须把顶煤砸坏的网或因移架被破坏的网，联好补严。
c放煤前必须对支柱进行注液。
d放煤时每组不得少于2人，一人观察顶板并洒水灭尘，一人剪网放煤。
e放煤人员必须站在放煤口斜上方支架完整、牢固处，必须保持退路畅通。
f放煤中，若遇有大块煤堵网时，应用长把工具扒出，并用大锤砸碎。
严禁采用爆破的方法处理。
g放煤过程若发现支架不稳、顶板来压、喷雾装置失效等情况时，必须立即停止放煤，按规定处理后方可继续放煤。
h煤层倾角较大时，必须按自上而下的顺序放煤，严禁采用自下而上的顺序放煤。
i出现矸石及时联网封口。
5、打眼爆破方法：
煤层正常时，采用MSZ-1.2矿用煤电钻，湿式打眼，水炮泥封孔爆破，使用矿用二级乳化炸药，毫秒延期电雷管，反向装药，放炮使用FD100D-A矿用隔爆型起爆器。
打眼时沿工作面自下而上依次打眼，炮眼布为三排五花眼，采用一次打眼，一次装药，一次爆破的操作程序，一次分段开帮的长度不能超过8m。
煤层松软时：
为避免放炮对煤层顶板的震动、煤壁的影响和破坏，严防片帮、漏顶现象的发生，工作面采用人工处理（镐刨、扦子捣）和放松动炮相结合的落煤方式采煤。
4、爆破说明书：
项
目
炮
眼
名
称
炮眼布置
炸药
雷管
封孔
距离
m
角度
（O）
间
距
进
度
炮眼长度m
循环个数
一次起爆个数
种
类
每眼装药量Kg
循环用量kg
段
数
循环用量个
水炮泥
个
封孔长度m
距顶板
距底板
炮眼角
仰俯角
顶眼
0.30
1.7
仰
5~10
0.8
8
煤矿许用乳化炸药
0.15
10.5
毫秒延期电雷管
1
0.5
腰眼
2
底眼
俯10~15
0.225
15.75
3
每循环炮眼数
（个）
210
每循环总药量（kg）
36.75
每循环雷管数（个）
每循环水炮泥数（个）
5、炮眼布置设计
⑴、炮眼布置图
⑵、炮眼装药结构图
2、装药量计算表
项目
单位
合计
循环炮眼个数
每孔装药量
克
150
225
525
循环用量
公斤
三、工作面正规循环生产能力
3102工作面：
W=L×
S×
h×
r×
C
=70×
0.8×
3.9×
1.35×
93%
=274t
W---工作面正规循环生产能力，t
L---工作面推进长度，m
S---工作面循环进尺，m
h---工作面设计采高，m
r---煤的容重，t/m3
c---回采率，%
六、劳动组织和循环作业方式
1、作业方式
采用“三八”制循环作业方式，班间检修。
采用边采边准备的方式，各专业工种必须在安全距离以外进行分段平行作业。
2、劳动组织
工作面每班有两名带班队长负责组织生产，配有安检员、电机车司机、刮板输送机司机、移架工、电工、打眼工、放炮工等相关工种的操作人员若干名，全工区出勤合计78人。
3102工作面人员配备见劳动组织图表
工种
一班
二班
三班
打眼工
9
放炮工
移架工
6
18
攉煤工
24
输送机司机
泵站司机
队长
安检员
机电维修工
电机车司机
26
78
第二节主要经济技术指标
序号
单位
3102工作面
工作面长度
采高
煤层生产能力
t／m2
2.16
4
循环进度
5
循环产量
t
274
月循环数（循环率）
个（％）
30
7
月进度
日产量
T
月产量
7220
10
在册人数
人
98
11
出勤人数
12
出勤率
％
80
13
回采工效率
t／工
3.5
14
坑木定额
m3／万t
50
15
液压支柱丢失率
‰
16
金属顶梁丢失率
17
铁鞋丢失率
火药定额
kg／万t
2431
19
单位成本
元／t
20
煤层牌号
21
含矸
%
≤3
22
灰分
＜19
23
落煤装煤机械化程度
主要经济技术指标表
第
第三节设备配置
工作面设备配置表
设备名称
型号
数量
馈电开关
BKD9-400
皮带输送机
SPJ-650
煤电钻综保
Zz8L-2.5-Ⅱ
防爆开关
QBZ-80
煤电钻
MSZ-1.2
刮板运输机
SGB38830B
瓦斯断电仪
乳化液箱
RX-640
乳化液泵
RBW80/20
第五章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架支护强度计算
1、经验计算支护强度
Pt=k×
g×
r
=6×
9.8×
2.0×
2.2
=258.72（kN／m2）
式中：
Pt-支护强度
k-4-8系数，根据本矿实际条件取6
g-9.8
h-采高，取2.0
r-容重，本矿取2.2
（2）支架工作阻力计算：
P=Pt（L1+L2+a）B
=258.72（2.46+0.8+0.2）1.1=985（KN）
:
Pt：
支架支护顶板所需的支护强度KN/m2258.72
L1:
支架长度m2.46
L2:
前伸梁长度m0.8
a:
支架的梁端距m0.2
B:
支架的支护宽度m1.1
2、支架选择：
根据以上计算结果，选用ZH1800/16/24型悬移支架，其工作阻力为1800KN，大于计算所需工作阻力985KN，能满足采煤工作面顶板支护强度需要。
通过以上数据对比，选用ZH1800/16/24型悬移支架，能满足采煤工作面支护强度要求。
ZH1200/16/24型支架主要技术参数如下：
见附图：
工作面支架布置图。
名称
参数
备注
支架高度
1.6-2.4
支架长度
2.46
不含前伸梁的长度
支架中心距
mm
1100
支柱直径
100
支柱数量
根
支柱提缸力
KN
移架步距
800
支架工作阻力
1800
支架初撑力
600
泵站压力18Mpa
整架重量
kg
900
包括双体支柱4棵
泵站压力
Mpa
工作液
浓度2-3%
前伸梁行程
前伸梁数量
工作面条件与支架适应条件对照表表8-2-2
项目
工作面条件
支架适应条件
采高
2.0m
1.6～2.4m
倾角
7°
—25°
0～35°
煤厚
2.25m
1.8～7m
煤硬度
1.5
1-4
底板比压
38MPa
26.5Mpa
顶板种类
二级二类
二、支护材料及支护参数
1、支护材料
工作面采用ZH1800∕16∕24型悬移支架配合DH22/300∕100S型单体液压支柱支护顶板。
工作面上端头采用4对8根长2.4mDFB型长托梁，下端头采用4对8根长2.8mDFB型长托梁配合单体液压支柱支护顶板，工作面超前支护使用铰接顶梁抬棚支护，单体液压支柱型号为DW22/300∕100型，铰接顶梁型号为DJB1000∕300。
2、工作面特殊支护
本工作面的特殊支护有端头一梁三柱、走向抬棚、倾斜抬棚、单体斜撑柱、贴帮柱。
一梁三柱（长托梁）：
上下端头使用的一梁三柱随采面的推采方向交错迈步前移，上下端头各支设4对，每对长托梁两根之间间距不大于20cm，对距不大于70cm，其支柱初撑力不低于12MPa。
倾向抬棚：
倾向抬棚是为了防止推倒支架所用的特殊支护，在靠近支架后柱10cm沿工作面倾斜方向支设一排，把工作面支架上下全部铰接，倾向抬棚用单体支柱配铰接顶梁，顶梁必须铰接使用，并将铰接顶梁上的销子紧实。
煤层倾角较大及俯采时，铰接顶梁支设的支柱两方向（推采及倾斜方向）上都必须有迎山角（6-8°
迎山1°
），底板坚硬时，支柱必须刨出3-5
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