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第二节:
煤层
第三节:
煤层顶底板
第四节:
地质构造
第五节:
褶曲情况对回采的影响
第六节:
无炭柱对回采的影响
第七节:
水文地质
第八节:
影响回采的其它因素
第九节:
储量及服务年限
第二章:
采煤方法
巷道布置
采煤工艺
设备配置
第三章:
顶板控制
支护设计
工作面顶板设计
运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制
矿压观察
第四章:
生产系统
运输
“一通三防”与安全监控
排水
供电
回采工作面防灭火
通信
第五章:
劳动组织和主要技术经济指标
第一节:
劳动组织
主要技术经济指标
第六章:
煤质管理
第七章:
安全技术措施
一般措施
顶板管理措施
防治水
爆破
“一通三防”及安全监测
机电
其它
第八章:
灾害预防及避灾路线
附图1 煤、岩柱状图
附图2工作面巷道布置图
附图3运输系统图
附图4通风系统图
附图5避灾路线图
附图6监控系统图
附图7-1工作面支护示意图
附图7-2最大、最小控顶距示意图
附图８工作面循环作业图表
附图９工作面设备布置图
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
水平名称
+660米水平
采区名称
一采区
地面标高
+995～1025米
井下标高
+695～+725米
地面相对位置
工作面位于山西灵石县交口乡庆余村以北，工作面范围内有少量农田，无民房及其他建筑物。
回采对地面
设施的影响
工作面上部为荒山，农田。
回采后预计不会对地表造成大的影响。
井下位置
及相邻关系
北面为实体煤未采动，西为运输、轨道、回风大巷，南面为090120工作面采空区，东为我矿边界。
走向长度（米）
920
倾斜长度（米）
170
面积（米2）
156400
第二节煤层
本工作面开采煤层为9#煤层，通过地质资料与巷道施工探明情况分析，煤层赋存稳定，具体情况见下表：
煤层厚度（米）
1.2～1.7
煤层结构
简单
煤层倾角（°
）
0～17
1.5
7
开采煤层
9#
煤种
肥煤
稳定程度
稳定
情况
描述
该工作面煤层厚1.2～1.7米，煤结构简单，赋存稳定；
煤层倾角0～17°
，平均7°
，该工作面煤层无夹矸，局部夹有硫铁矿结核，平均厚度为1.5米。
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况：
顶底板名称
岩石名称
厚度（米）
岩性特征
直接顶
K2石灰岩
6
灰白色、钙质胶结坚硬f=8～10
直接底
砂质泥岩
灰黑色泥质胶结f=4～6
见附图1：
煤、岩柱状图。
第四节地质构造
本工作面地质构造简单，掘进期间揭露9条断层，落差分别为1.5米、2.3米、1.2米、0.3米、0.4米、3.8米、0.8米、1.5米、1.2米，会对工作面的生产组织造成一定的影响。
第五节 褶曲情况对回采的影响
工作面总体为一个轴向近南北方向的背斜构造，背斜褶曲宽广，预计不会对工作面回采工作造成影响。
第六节 陷落柱对回采的影响
根据巷道掘进探明的情况，该工作面回风顺槽距轨道大巷737米有一个陷落柱，揭露62米，将给工作面的回采工作造成较大的影响。
见附图2：
工作面巷道布置图。
第七节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
本工作面直接顶板为K2石灰岩，本区K2、K3、K4三层石灰岩为主要含水层，K2石灰岩为工作面主要充水水源，含水中等。
工作面掘进时在出现顶板淋水，预计将对工作面的回采工作造成一定的影响。
所以机采队在回采时一定要做好水害防治工作。
二、上部采空区积水分析
工作面上方可能有废旧小煤窑2＃、4＃采空区，由于以前开采技术落后，多采用以掘代采的作业方式，上部采空区局部会有积水，在工作面回采过程中，一定要加强对顶板淋水变化的观察。
发现淋水量变化，立即停止作业，查明原因，进行处理。
3、华强巷道积水分析
工作面中部存在华强巷道，由于该巷道长期封闭，直接顶板为K2石灰岩，K2石灰岩为工作面主要充水水源，含水中等。
预计该巷道存在一定积水，将对工作面的回采工作造成一定的影响。
所以在回采过程中应做好预防突水的准备工作，配备排水设施，排水泵要保持完好,并有备用泵。
发生突水现象，负责人要即时向调度室汇报，并组织所有人员按避灾路线撤离。
第八节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况：
瓦斯
低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量1.26m3/min。
二氧化碳
低CO2矿井，CO2绝对涌出量2.52m3/min。
煤的自燃倾向性
自燃发火等级为Ⅱ级，有自燃发火倾向。
冲击地压危害
和应力集中区
该工作面南侧为090120工作面采空区，工作面保安煤柱留有10米。
现工作面的地压表现不明显。
第九节储量及服务年限
一、储量计算以运输顺槽（920m）、回风顺槽（920m）、切眼（170m）面积为156400m2，煤厚1.5m（平均厚度），容重为1.35t/m33，工作面工业储量：
920×
170×
1.5×
1.35=316710t。
工作面可采储量：
860×
1.35×
0.95=281252t-3463t（揭露陷落柱面积1800㎡×
0.95）=277789t
二、工作面服务年限
工作面服务年限：
（860）/（75）=11.5个月。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
该采区为晋中市煤炭规划设计研究院2010年11月设计，布置有三条大巷，运输大巷沿11＃煤层布置，担负北采区的运煤，进风，行人任务；
轨道大巷沿9＃煤层顶板布置，担负北采区的运料，排矸，行人任务；
回风大巷沿9＃煤层顶板布置，担负北采区的行人及回风任务。
二、工作面回风顺槽
1、支护形式：
工作面回风顺槽为裸体巷道，无支护。
2、巷道断面：
巷道采用矩形断面，净宽3.5米，净高1.5米，断面积5.25m2。
3、管线敷设：
工作面回风顺槽铺设2寸防尘管路、3寸排水管、2寸压风管路、监控线路。
4、巷道用途：
工作面回风、行人等。
三、工作面运输顺槽
运输顺槽沿9#煤层顶板掘进，巷道右侧铺设皮带，巷道为裸体巷道，无支护。
2、巷道净断面：
巷道采用矩形断面，净宽4m，净高2m，断面积8m2。
3、管路敷设：
右帮敷设φ50㎜防尘管路、φ50㎜压风管路。
左侧悬挂监控、通讯、信号、动力电缆。
主要用于工作面的进风、行人、运煤等。
四、工作面切眼
支护形式：
工作面切眼沿煤层顶板布置，矩形断面，净宽3.0米，高度不得小于1.5米，采用单排单体液压支柱带帽点柱支护。
柱距3米。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
090122工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板的高档普采工作面。
1、工艺顺序：
双滚筒采煤机割煤—刮板输送机运煤—清理工作面浮煤—推移刮板输送机—支护顶板—回柱放顶
2、落煤：
采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深0.6m。
3、装煤：
采煤机螺旋滚筒配合SGZ-630/264刮板输送机铲煤板装煤。
4、运煤：
工作面采用SGZ—630/264刮板输送机，运输巷采用一部SGB—620∕40T刮板机，一部DTL—800带式输送机。
5、工作面支护：
最大采高1.8m，最小采高1.2m，平均1.5m，循环进度1m。
工作面采用单体液压支柱带帽3～4排支护，柱距0.75米，排距1.0米，靠近采空区一侧采用密集支柱支护顶板，密集柱4根/米，放顶步距1.0米，采用一采一冒的作业方式。
二、采煤方法
1、采煤机的进刀方式。
采煤机的进刀采用端头斜切的进刀方式，斜切进刀段距机头长度为15m，进刀深度为0.6m。
⑴采煤机向上沿刮板输送机弯曲段开缺口，行进25米至正常截割状态，推移刮板输送机机头至平直状态。
采煤机向下并调换两个滚筒的位置割三角煤至割透煤壁。
调换两个滚筒的位置向上进入正常割煤状态。
采煤机向上割透机尾煤壁。
⑵调换两个滚筒的位置向下沿刮板输送机弯曲段开缺口,向下行进25米至正常截割状态，推移刮板输送机机尾至平直状态。
采煤机向上并调换两个滚筒的位置割三角煤至割透煤壁。
2、采煤机正常切割长度为115m，以2m/min的速度向上（下）割煤，正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。
３、工作面割煤及采煤机牵引方式。
工作面采用双向割煤，往返二刀；
采煤机牵引方式为：
交流电牵引。
三、工作面正规循环生产能力
W=LSHγc=（170×
1×
95%）t=327t
式中W—工作面正规生产能力，t；
L—工作面长度，170m；
S—工作面循环进尺，1m；
h—工作面采高，1.5m；
γ—煤的密度，1.35t/m3；
c—采出率，95%。
第三节设备配置
工作面设备配备表
序号
名称
规格型号
单位
数量
备注
1
采煤机
MG200∕345-AWD
台
456KW
2
刮板输送机
SGZ-630/264
150KW
3
SGB620∕40T
2×
40KW
4
胶带输送机
DTL—800
部
5
风煤钻
调度绞车
JD—11.4
11.4KW
液压支柱
DZ16－30/100
DZ18－30/100
根
1360
其中26米为180米工作面
8
控制开关
QBZ—80
9
QBZ—120
10
QJZ—400
11
总开关
KBZ—400
12
探水钻
ZLJ—650型
7.5KW
13
煤电钻综保
ZBZ—4.00
4KW
14
照明综保
ZXZ8—4.00
15
潜水泵
WQ12.5-100/5-7.8
16
乳化泵
BRW125/31.5MPa
一泵两箱
17
回柱绞车
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支柱支护强度验算
1、经验计算支护强度：
Pt=9.81×
h×
γ×
k=9.81×
2.5×
4=147.15KN/㎡
Pt———工作面合理的支护强度，千牛/米2
h———采高，米
γ———顶板岩石的密度，吨/米3,一般取2.5
k———工作面支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，本工作面为4。
2、选择工作面支护强度：
090122工作面选用DZ16－30/100、DZ18－30/100型液压支柱，额定工作阻力294KN。
表六：
工作面条件与支护适应条件对照表
项目
工作条件
支护适应条件
倾角
0～17°
煤厚
1.2—1.6米
0.8—1.6米
支护强度
147.15千牛
534.545千牛
顶板种类
二级二类
通过对比、验算，证明选用DZ16－30/100、DZ18－30/100型液压支柱满足工作面支护要求。
二、乳化液泵站
㈠泵站选型、数量
乳化液泵型号为BRW125/31.5，数量为2台；
乳化液箱一台；
输液管路选用Φ25mm高压胶管。
主要技术参数如下：
乳化泵型号BRW125/31.5
公称流量125L/min
公称压力31.5Mpa
电机功率75kW
㈡泵站设置位置
泵站安设在运输顺槽口。
㈢泵站使用规定
1、卸载阀整定值为20Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。
2、使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%～5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。
3、要加强泵站设备、管路的维修和保养，保持液化系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。
4、出液管要单独悬挂，不得与电缆及其它管线悬挂在一起。
第二节工作面顶板控制
工作面采用DZ16－30/100、DZ18－30/100型液压支柱带帽对顶板实行支护，全部垮落法管理。
最大控顶距为4.6m，最小控顶距为3.6m。
工作面支护为3-4排形式，靠近采空区的一排为密集柱，每米支设4根液压支柱，其余的为单柱，间距0.75米，排距1.0米。
工作面采用一采一冒。
一、正常生产时期顶板支护方式
采用追机支护的方式对顶板进行支护。
在采煤机割煤后，及时移溜，并进行回柱放顶工作。
支护要求如下：
1、工作面采用DZ16－30/100、DZ18－30/100型单体液压支柱带帽管理顶板，靠近采空区的一排为密集柱，每米支设4根液压支柱，其余的为单柱，间距0.75米，排距1.0米。
为了防止采空区矸石推倒密集柱，在密集柱上要支设戗柱。
2、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、二畅通”。
3、加强支柱的支护强度，确保支护质量，支柱初撑力不得小于90KN。
4、采煤机割煤，割煤后先移溜，后支护。
移溜要离煤机15米左右。
防止长时间空顶。
5、工作面出现冒顶时，要及时用木料接顶，并升实支柱。
工作面支柱严禁歪斜和支在浮煤上。
二、特殊时期的顶板控制
（一）来压期间及停采的顶板控制
1、初次来压
工作面推进至10-25米时进入初次来压阶段，每班要设专人负责观察工作面顶板情况，并加强工作面的顶板支护，保证支柱有足够的初撑力，使支柱工作状态良好，加快工作面推进度。
若推进25米基本顶还未垮落，要采取人工强制放顶方式，使基本顶垮落。
初次来压主要表现在顶板的下沉量大，下沉速度快，支柱受力猛增，顶板破碎，片帮严重，故必须采取以下安全措施：
（1）缩小间排距，加大支护密度；
（2）缩小控顶距，增加支柱的初撑力和稳定性；
（3）加快工作面推进度，保证煤壁完整性。
2、周期来压
初次来压以后，每推进10～15米出现一次周期来压，周期来压时工作面顶板的压力和下沉量比平时要大30～40％，必须采取下列措施：
（1）尽可能缩小控顶距，适当缩小放顶步距，以减轻老顶对工作面的影响。
（2）加快推进度，缩小循环进度，采用多循环形式，以保证煤帮的完整性，减少片帮事故。
（3）将采空区处理干净，使直接顶达到充分垮落以缓冲老顶垮落时对支柱的冲击。
3、工作面基本顶初次来压和周期来压期间，应加强来压的预测预报工作。
特别注意工作面中部、两端头支柱的初撑力及支护状态，确保整体支护强度，预防冒顶。
4、初采初放：
回采工作面完善通风、运输、行人、供电、通讯、排水、防尘和避灾路线等生产系统并经有关单位验收合格后，方可进行初采。
（1）工作面初采前，必须先在切眼内使用双排带帽DZ16－30/100型单体支柱支护切眼，支柱升紧支牢。
当工作面推进一个循环后，补成三排柱，排距1.0m。
工作面推进10—15米后，开始初次放顶，上下端头补齐“四对八梁”，靠近煤壁一侧的两排采用单根单体液压支柱支护，靠近落山侧一排补成密集支柱。
（2）初次放顶时，必须在以生产矿长为首的初放领导小组亲临现场直接指挥下，从工作面的中部开口，分两套，分别向机头机尾，从落山侧煤帮逐架、逐段进行回柱放顶。
（3）初次放顶时，初放领导小组人员必须与工人同上同下，指导、监督初次放顶工作，只有初次放顶小组人员确认顶板冒落充分，方可停止跟班，工作面支护进入正常支护。
5、正常放顶：
初次放顶结束后，工作面转入正常放顶，工作面支护转入正常支护。
即3～4挡控顶，戴帽单体液压支柱支护，戴帽戗柱切顶，最大控顶距4.6m，最小控顶距3.6m，放顶距1.0m。
6、未次放顶：
工作面推进至停采位置后，将工作面缩小到最小控顶距，并加固工作面支护，清理运输路线，撤出工作面的采、运设备，在未次放顶、回收领导小组的现场指导下，从工作面中部分别向两端头，从落山侧向煤帮逐段逐根回收。
（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制
本工作面共揭露大小断层9条。
过断层时要预先调整工作面方向，使工作面方向与断层的方向斜交，加强断层两侧顶板的支护工作，控制好采高和控顶距。
当工作面遇陷落柱及顶板破碎带时，要加密支护，并在液压支柱上支设长木板，木板上铺设铁丝网，以防止漏顶。
第三节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制
一、工作面运输顺槽、回风顺槽的顶板控制
1、支护要求：
工作面运输顺槽、回风顺槽的超前支护均采用双排DZ18－30/100型单体液压支柱支护，超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时应及时打带帽点柱支护。
超前支护距离不低于20米。
2、支护材料及支柱密度
运输顺槽、回风顺槽超前支护使用双排DZ18－30/100型单体液压支柱支护，排距1.0m，柱距1.0m。
3、支护质量标准：
（1）两巷支护要梁平柱正。
（2）支柱应支到实底上，并做到迎山有力（迎山角度为2°
左右）。
（3）顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。
（4）两巷的高度不得低于1.5m，行人道宽度不得低于1m。
（5）超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
（6）采煤工作面采用密集支柱切顶，两段密集支柱之间必须留有0.5米以上的安全出口。
二、工作面端头及安全出口的管理
工作面两端头支护形式：
工作面两端头采用DZ18－30/100型单体液压支柱配3.6米π型顶梁，“四对八梁”、一梁三柱交替掩护支护维护顶板。
三、工作面支护材料的管理
（1）支柱顶梁要建立台账统一管理，现场牌板与实物相符。
（2）支柱、顶梁码放整齐，损坏的柱、梁不得使用，用记号笔或粉笔标注并及时出井维修。
（3）按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料，支护材料存放于运输顺槽距工作面50-80m处，距轨道距离不少于0.5m，有1.0m以上宽度的人行道，专人负责并挂好标志牌。
附图7—1：
工作面支护示意图。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
090122工作面的矿压观测内容主要有：
单体液压支柱阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及支护质量动态监测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支柱受力特点，超前支承压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
二、矿压观测方法
工作面及两巷的矿压观测:
工作面及两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测，检修班打完超前维护后由验收员对单体的初撑力进行测量，生产班验收员对端头及超前维护的单体初撑力进行测量并记录。
三、支护质量监测
每旬由安全科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题，由采煤队负责立即整改。
四、矿压观测时间要求
1、对工作面整个生产期间都要进行矿压观测。
2、对两巷整个生产期间都要进行矿压观测。
3、支护质量检测整个生产期间都要进行监测。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
1、运输设备及装、转载方式
工作面采用双滚筒采煤机落煤，由螺旋滚筒配合工作面输送机装煤，落煤由工作面输送机、SGB-620/40刮板机、OTL-800带式输送机，运到工作面煤库，经运输大巷输送带运输到中央煤仓，经主斜井带式输送机到地面。
工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入输送机。
2、辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资，采用0.75t矿车或料车、JD-11.4绞车，通过运输顺槽运至工作面。
二、推移刮板输送机方式
采用移溜器推移工作面输送机，推移步距为0.6米，推移刮板输送机距采煤机12—15米.输送机弯曲度不得超过3°
推移刮板输送机时弯曲段长度不得小于15米。
三、运煤路线
090122工作面→090122运输顺槽→090122运输顺槽煤库→运输大巷→中央煤库→上仓斜巷→主斜井→地面。
见附图3：
运输系统图
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
（一）风量计算
1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算。
Q采=100Q瓦k瓦=100×
2.52×
1.5=378m3/min
Q采——采煤工作面需要风量，m3/min
Q瓦——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min
k瓦——采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，通常机采工作面取1.2～1.6，本工作面取1.5。
按瓦斯涌出量计算,需风量为378m3/min.
2、按工作面温度计算：
Q采=60V采S采k采=60×
1.5×
5.25×
1=472.5m3/min
Q采——采煤工作面需要风量，m3/min
V采——采煤工作面适宜风速，m/s，取1.5m/s
S采——采煤工作面平均有效断面，5.25㎡
k采
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