2104回采工作面设计解读.docx
《2104回采工作面设计解读.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《2104回采工作面设计解读.docx（66页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
2104回采工作面设计解读
第一章工作面概况
第一节工作面概况、煤层赋存及储量
一、井上位置
2104工作面地面位于李家庄的东面，杨村的北面，地表大部分被第四系黄土层覆盖，沟坡处有部分上、下石盒子组地层出露。
尤家庄背斜位于2104工作面中部，F3断层经切眼位置。
21-7钻孔孔位于工作面内靠近2104切眼
二、井下位置
2104工作面井下位于一采区准备大巷的南部，2104胶带顺槽西面为2103回采工作面和2#煤层变薄带，2104轨道顺槽东面为一采区2105设计工作面，切眼外侧为杨村保护煤柱和F3断层。
切眼距离F3断层最近距离为143m
三、煤层特征
1、煤层赋存
本工作面开采煤层为二叠系山西组2#下煤。
该煤层以亮煤为主，其次为暗煤，呈透镜状，镜煤呈条带状或线型状，其宏观煤岩类型以半暗型煤为主，少量半亮型煤。
节理、内生裂隙发育，断口参差状、棱角状，条带状结构，局部充填方解石细脉，块状构造。
2#下煤层视密度为1.38t/m3。
2、煤质
项目
水份
Mad
灰份
Aad
挥发分Vdaf
硫份
St.d
胶结数Y
工业牌号
指标
1.2
37
30
0.6
95
FM
四、储量
走向长
m
倾向长
m
斜面积
千㎡
煤厚m
容重
T/m3
工业储量万t
回采率%
可采储量万t
950
200
120
1.54
1.38
25.5
95
24.2
附：
由于受断层、陷落柱影响，工作面煤柱损失：
12.568万吨，地质损失：
5.483万吨，落煤损失：
0.583万吨，共计：
18.634万吨。
第二节顶、底板情况及地质构造
一、顶、底板情况
煤层顶底板情况
名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
粉砂岩
2.5
粉砂岩，灰色，中厚层状平行层理，参差状断口，
直接顶
泥岩
6.2
泥岩，灰黑色，后层状，层里均匀，中部部分为砂岩
伪顶
直接底
泥灰岩
0.8
泥岩，灰黑色，薄层状，水平纹理平坦状断口，含少量植物根茎化石
老底
粉砂岩
2.6
粉砂岩，灰色，中厚层状，波状纹理，参差状断口
附图1-12104工作面煤层柱状图
二、地质构造
2104工作面断层情况如下表：
构造名称
走向
（。
）
倾向
（。
）
倾角
（。
）
性质
落差
（m）
对回采的影响程度
F031
205
295
45
正断层
1.5
对回采影响较大
F032
135
225
48
正断层
0.4
对回采影响较大
F033
200
290
45
正断层
1.0
对回采影响较大
F034
174
84
35
正断层
0.3
对回采影响较大
F035
251
161
36
正断层
1.0
对回采影响较大
F036
203
113
37
正断层
6.0
对回采影响大
F037
217
127
43
正断层
0.5
对回采影响较大
F038
210
300
70
正断层
15
对回采影响大
F039
225
135
61
正断层
1.4
对回采影响较大
F0310
247
337
70
正断层
2.5
对回采影响大
F0311
10
100
68
正断层
1.4
对回采影响较大
F0312
29
299
68
正断层
1.0
对回采影响较大
F0313
313
223
74
正断层
0.8
位于停采线外
陷落柱
构造名称
走向
（。
）
长轴
（m）
短轴
（m）
面积
（㎡）
X103
90
44
30
941
位于停采线外
X203
120
37
19
610
位于停采线外
备注：
经验证陷落柱X1和X2均无出水现象
煤岩层节理：
煤
岩
层
节
理
节理组名称
走向
（。
）
倾向
（。
）
倾角
（。
）
走向玫瑰图
2#下煤层
30
300
70
23
113
37
三、存在问题及建议
1、工作面局部地段裂隙发育，尤其是在断层两侧较为明显，容
易发生冒顶现象。
要注意加强支护。
2、回采过程中，接近断层或顶板破碎段，要密切注意巷道内涌水量的变化，完善排水系统，及时清挖好水仓，铺设相应的排水管路，保证安全生产。
3、由于本工作面煤岩层总体为东高西低的单斜构造，在回采前应在工作面配备相应的排水泵，防止由于下山开采，造成工作面积水，影响安全生产。
4、受李家庄的保安煤柱影响，造成停采线外煤柱损失5.95万吨，建议生产科采取相应方法对其进行采出，减少煤炭资源损失。
第三节水文地质
一、水文情况
2104回采工作面的水文地质条件较简单，矿井涌水量主要来自二叠系下统山西组及下石盒子组碎屑岩裂隙含水层，属弱富水性含水层。
附近无老窑，但必须加强“预测预报，有掘必探先探后掘，先治后采”的探放水工作原则，查清该区域水情水害，提前做水仓，完善相应的排水系统。
二、涌水情况
2104工作面最大涌水量为3-5m3/h，正常涌水量为1-2m3/h。
第四节影响回采的其他地质情况
影响回采的其他地质情况：
瓦斯
瓦斯成分以N2、CH4为主，含量在0.23~1.25毫升/克
煤尘
该煤尘具有爆炸性
煤的自燃
该煤层属于不自燃煤层。
地温
地压
普氏硬度（f）
煤层
夹矸
直接顶
直接底
2
4
5
4
第五节巷道布置及工作面参数
一、巷道布置
2104工作面位于一采区轨道大巷南部，2104胶带顺槽西部为2104工作面，2104回采工作面南部为2#下煤层尖灭区。
主要巷道与一采区轨道大巷、一采区胶带大巷、一采区回风大巷三条巷道互相垂直。
2104工作面东部为轨道顺槽，西部为胶带顺槽，南部为切割巷，工作面由南向北推进。
轨道顺槽与一采区轨道大巷连通，胶带顺槽与一采区回风大巷构成回风系统
三、停采线位置
停采线位置：
轨道顺槽为G403点前28.37米，胶带顺槽为J403点前60.6米。
巷道断面特征表
项目
单位
轨道顺槽
胶带顺槽
断面特征
矩形
矩形
断面积
㎡
掘
12.32
12.32
净
10.5
10.5
宽度
mm
掘
4400
4400
净
4200
4200
高
mm
掘
2800
2800
净
2500
2500
支护材料
顶
全锚树脂锚杆、金属网、钢带、锚索、槽钢托梁
帮
玻璃钢树脂锚杆、金属网、钢带
第二章采煤方法
第一节采煤方法
一、采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤，由MG300/700-AWD型采煤机落煤、装煤，SGZ-764/800型刮板输送机运煤，ZY4000/14/32型掩护式及ZYG4600—14/32型过渡掩护式液压支架支护，自然垮落法管理顶板。
二、采高
2104工作面主采2#煤层，煤层结构：
0.39（0.63）1.15，确定煤（矿）层总厚2.17m，工作面沿顶底板割煤，不得留顶底煤。
根据现有采煤机、液压支架的高度，确定平均采高为2.17m。
第二节回采工艺
一、回采工艺
交接班→割煤→拉架→移溜→拉端头支架和移机头机尾→移转载机→端头支护和巷道回收→清理浮煤
1、交接班
实行井下现场交接班，根据各工种、各岗位按时对应交接，以质量标准化标准为原则，对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况，进行全面详细的检查、验收，做到责任明确，共同协商遗留问题，做好开机前的准备工作。
2、割煤
采用中部斜切进刀方式，截深0.8m，采高2.17m。
按采煤机运行方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高，采煤机从中部沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁达到规定截深后，将刮板输送机推直，进刀处截割斜长不小于15m。
完成进刀工序后，向端部割煤，在端部返刀向中部扫空刀;同样割下半段煤壁后，再向中部返空刀完成一个循环。
3、拉架
滞后采煤机割煤3-5m及时拉架，追机拉架必须依次逐架进行，拉架行程为0.8m。
4、移溜
滞后采煤机扫空刀10-15m依次移溜，移溜步距为0.8m，移溜时液压支架工协调作业，把输送机顶到煤帮，同时移溜的推溜油缸不少于3根。
5、拉端头支架和移机头机尾
工作面端头割煤后，先拉基本支架，后拉端头支架，然后移刮板输送机机头机尾，移动步距均为0.8m，端头支架要与基本支架拉齐（第一架和最后一架端头支架伸缩梁伸出，立柱和工作面立柱成一直线），机头机尾与工作面输送机成一直线。
6、拉移转载机采用液压自移的方式进行。
7、超前支护、端头支护和巷道回收，每循环轨道、胶带两顺槽与切顶线收齐（详见第三章第三、四节）。
8、清理浮煤
每循环对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理一次，保证机头机尾出口及人行道畅通，液压支架保证支在实底上。
第三节提高回采率、煤质措施
一、提高回采率措施
1、按规定采高进行开采，无特殊构造时，不得随意改变采高。
2、清煤工要及时将工作面浮煤及两巷清理干净，攉到输送机内运出。
二、提高煤质措施
1、沿顶底板割煤，严格掌握采高，严禁随意割顶板或底板岩石。
2、加强顶板管理，搞好工程质量，严防漏顶、冒顶事故的发生。
3、工作面出煤时，要开动破碎机，防止大块煤、矸进入煤库。
4、当工作面出现夹矸、夹矸厚度增大、发生漏顶或因地质变化不可避免割底时，将大块矸石拉运至工作面机头支护完好处，及时闭锁采煤机和工作面输送机，人工把大块矸石捡出，放到落山或液压支架底座之间的空隙中。
5、过地质变化时要制定煤、矸分装分运措施。
6、工作面生产中，不准把废旧材料如钢丝绳、铁丝及割落的锚杆等杂物装入输送机，以免造成事故及影响选矸效果。
7、加强工作面、转载点的喷雾管理，严格执行停机停水制度，工作面、两巷有积水时要设专用水泵抽水，严禁抽入皮带拉入煤仓。
8、严格执行提高煤质的有关规定。
第三章顶板管理及支护
第一节支架选型
一、支架选型
2104工作面所采2#煤层平均厚2.17m，煤层稳定，岩性多为泥质页岩，采用综合机械化采煤，两端头采用ZYG4600-14/32型过渡掩护式液压支架及ZTZ9600/18/35型端头支架，工作面采用ZY4000-14/32型掩护式液压支架来控制顶板。
二、顶板压力和支护强度验算
1、根据顶板岩性，计算顶板平均容重
σ=∑HD/∑H
式中：
σ—平均容重，t/m3
H—岩层厚度，m
D—岩层容重，t/m3
经查阅资料，各岩石容重为：
砂岩D=2.28t/m3
煤层D=1.4t/m3（2#煤层）
砂质页岩D=1.35t/m3
σ=（1.6×2.03+0.2×2.03+6.11×2.28+12.09×2.28）/（1.6+0.2+6.11+12.09）≈2.26t/m3
2、计算八倍采高顶板所造成的压力
Ρ=8mσ
其中：
Ρ—顶板压力，MPa
m—采高，取m=2.17m
则Ρ=8×2.17×2.26×9.8=0.384MPa
根据支架工作阻力计算工作面支护强度
Ρ=∑工作阻力/控制面积=131×4000+5×4600+9600/（4.68×131×1.5+5.11×5×1.5+8.67×1.5×1）=0.838MPa
由以上计算可知，工作面支护强度大于八倍采高的顶板造成的压力，因此，工作面ZY4000/14/32型液压支架，两端头ZYG4600-14/32型过渡掩护式液压支架及ZTZ9600/18/35型液压支架能够支撑顶板的动态压力，故选用ZY4000/14/32型、ZYG4600-14/32型、ZTZ9600/18/35型掩护式液压支架。
第二节顶板管理
一、顶板管理方法
工作面采用自然垮落法管理顶板，掩护式支架支护顶板，随着工作面推进，每循环落山顶板垮落一次。
二、顶板支护方法
工作面安装ZY4000/14/32型掩护式液压支架，两端头安装ZTZ9600/18/35型及ZYG4600/14/32型掩护式液压支架，工作面基本支架131架，轨道顺槽过渡支架3架，胶带顺槽2架过渡支架，1组端头支架。
从工作面机头方向起开始对支架依次进行编号，共计137架，最大控顶距4.690m，最小控顶距3.890m。
附表3-1液压支架主要技术参数表
三、支护监测
1、观测指标：
顶板下沉量、活柱下缩量、支架载荷量
2、矿压观测点的设置
（1）顶板下沉量
采用在线监测系统对顶板下沉量进行观测。
（2）活柱下缩量
采用标点法观测活柱下缩量，当支柱打好后，立即用扁铲和小锤在柱锁和活柱下各打一个“一”字，且用钢卷尺测初读数，以后每2-4h读数，回柱前测读一次，观测与顶底板移近量同时顺序进行。
（3）支架载荷量
支架载荷。
从机头8#支架开始均匀布置，每8个支架安设一组KJ216-F矿用本安型顶板压力监测分站，共计17台，监测支架前后立柱初撑力及工作阻力。
在剩余支架上各安设一组YHY60（A）矿用本安型数据压力表，共计120台，监测支架前后立柱初撑力。
轨道、胶带两顺槽超前支护中的单体液压支柱，用DZ-CL微表支柱支护检测仪对其进行抽样检测。
3、数据处理
矿压观测由队组技术员负责，每天用在线监测系统对工作面支架监测分站进行数据采集，并根据在线传输到电脑的数据绘出压力折线图，根据折线图每周进行一次压力分析报告，保证工作面处于良好的支护状态。
对于超前支护达不到7.7MPa以上的支柱现场进行整改，压力不够进行注液打压，接顶不严垫加柱帽或木楔接顶，确保安全出口的畅通。
对于工作面出现的顶板隐患，及时提出处理意见，现场令责任人进行整改并及时反馈回队组，以采取有效措施。
在工作面初采初放、末采等专项工程及正常回采中，由队组技术员对工作面初次来压步距、老顶来压周期、周期来压步距、顶底板移近量、煤壁片帮深度等进行现场观测，并做好记录。
所分析的各类图表、数据报有关领导和单位，并及时反馈回队组，队组现场采取措施处理。
第三节端头支护
机头、机尾端头支架侧护板与煤柱帮之间的距离小于800mm，故不进行支护。
当端头支架侧护板到煤柱帮的距离大于800mm或有顶板破碎、脱槽等现象时，在距煤柱帮100mm的位置采用“一梁三柱”的形式支设一组π型钢梁抬棚，π型钢梁在落山处与切顶线收齐，在π型钢梁头尾各支设一根单体支柱，另一根支柱支设在π梁中间，支柱选用DWX-35型悬浮式单体液压支柱。
若支柱上方钢梁不能接顶，垫加柱帽、木楔等材料，使钢梁与顶板接实，同时支柱要打紧打实，支直支齐，迎山有劲，并正确挂设防倒链、穿柱鞋。
第四节超前支护
一、轨道、胶带两顺槽超前支护
轨道顺槽超前支护自工作面煤壁，胶带顺槽超前支护自端头支架顶梁前端不小于30m范围内平行于工作面走向第一排为特殊支护，支设π型钢梁联锁棚；其余为普通支护，支设π型钢梁抬棚。
轨道顺槽特殊支护自煤柱侧至工作面侧间距分别为：
0.55m、1.5m、1.5m、0.55m，普通支护自煤柱侧至工作面侧间距分别为：
0.75m、1.7m、1.7m、0.55m。
胶带顺槽特殊支护自煤柱侧至工作面侧间距分别为：
1.2m、2.4m、0.8m、0.1m，普通支护自煤柱侧至工作面侧间距分别为：
1.2m、2.6m、1m、0.3m。
联锁棚π型钢梁互相平行，中至中间距不大于200mm，迈步式前移，错距800mm，迈步距800mm。
当联锁棚中的一根π型钢梁与下一排的π型钢梁抬棚平行对齐或相差400mm时，在其侧面架设带帽点柱后将其撤出并移至最外侧支设。
π型梁长度3.6m，支柱使用DWX-35型悬浮式单体液压支柱，自工作面至落山方向，第一根支柱支设在π型梁端头，柱距1.2m，呈一梁三柱布置。
二、轨道、胶带两顺槽超前支护强度验算：
轨道、胶带两顺槽超前支护范围内每平方米直接顶重量（2#煤顶板）：
3.3*2.47=8.151吨
轨道顺槽超前支护每平方米内DWX-35型悬浮式单体液压支柱的工作阻力：
（每根额定工作阻力为250KN，计25吨）
（3*25）/（1.2*5）=12.5吨
8.151吨＜12.5吨，满足使用要求。
胶带顺槽超前支护每平方米内DWX-35型悬浮式单体液压支柱的工作阻力：
（每根额定工作阻力为250KN，计25吨）
（3*25）/（1.2*5.4）=11.57吨
8.151吨＜11.57吨，满足使用要求。
三、安全事项
1、超前支护中单体支柱必须排成列，三用阀注液孔全部向落山，所有支柱必须穿柱鞋，迎山有力，初撑力不小于7.7Mpa。
2、支设超前支护时不少于3人作业，首先敲帮问顶，确保人员在有效的支护下作业，其中一人观察顶板，一人托起顶梁，一人扶住支柱，支柱必须挂防倒链。
3、若顶板不平或倾斜，必须用柱帽接顶。
4、两巷及安全出口必须设专人维护，确保顶板完整，支柱牢固。
5、为防止锚索破断伤人，在超前支护范围内的每根锚索下方安设一个防破断设施。
该设施采用150mm长的1寸钢管，一端密封，另一端焊接2个螺母，用8#铁丝悬挂于锚索下方。
四、超前支护工程质量
1、单体支柱必须支成直线，其偏差不超过±100mm，且迎山有力。
2、支柱必须穿柱鞋，初撑力不得小于7.7Mpa，且全部挂防倒链，防倒链与支柱连接要用废旧皮带。
3、单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。
4、π梁必须接顶严密，如果接顶不严，必须用勾木、棚板或柱帽垫平背实。
5、发现漏液或失效支柱要及时更换。
6、超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。
7、超前支护范围内巷道高度不得低于1.8m，并有不小于0.8m的人行道。
五、特殊情况下支护
对于轨道、胶带两顺槽超高段，支设超前支护前需在π梁上方打木垛接顶，保证支护有效。
若轨道顺槽顶板脱槽不平或破碎时，垂直于巷道走向支设方梁，方木规格3.2m,直径18-20cm，支柱型号DWX-35型悬浮式单体液压支柱,棚距1.2m，在压力大处可适当缩小为1.0m或0.8m。
π型钢梁与巷道棚梁要保证至少有三个交叉点，在三个相邻交叉点下支设单体液压支柱，钢梁端头应超过棚板梁中心距50mm以上，否则要适当缩小木梁棚距。
由于巷道两帮收缩，木梁规格超长时，根据现场实际情况，人工锯成长度适宜的木梁，严禁支护中用单体支柱硬支以致折断木梁或梁头接顶不实。
表3-2坑代品使用量表
附图3-12104工作面支架布置平面图
（含端头和超前支护平面图）
附图3-2最大最小控顶距图
表3-2坑代品使用量表
名称
规格
单位
循环用量
备用量
悬浮式单体液压支柱
DWX-35
根
189
111
π型钢梁
3.6m
63
37
柱鞋
个
189
111
第五节巷道回收
一、铁饼
轨道、胶带两顺槽中的铁饼、钢带等要及时回收，顶板、煤壁及煤柱侧只回收铁饼。
回收顶板铁饼、钢带时，在两端头穿梁、移柱、放顶前进行回收，回收范围为工作面煤壁以外5m范围内。
回收工具采用力矩扳手或特制工具进行。
如顶、帮压较大，顶板破碎或围岩节理发育时，附近10米范围内不得提前回收。
铁饼的回收不得小于总数的60%。
二、锚索托盘与锁具
回收锚索托盘与锁具作业时，首先在锚索托盘下方打一点柱，重新检查、加固回收锚索托盘前后5m范围内支护，并将手动泵安置在作业段外的安全地点，将管路铺设平直，不得有急弯和死折，其次将钢绞线穿入退锚机千斤顶内，把千斤顶扶直，紧贴锁具，然后在专人观察指挥下，开始对油泵进行加压。
待退锚千斤顶咬紧钢绞线后，扶千斤顶的作业人员撤至安全地点，继续给泵加压，直至锁具与锁片脱离后，停止加压。
最后一人双手扶住千斤顶，通知卸压，卸掉退锚千斤顶，同时回收锁具与托盘。
按上述方法回收托梁上另一根锚索的锁具与托盘，之后两人扶住槽钢，一人降柱，回掉托梁与梁下临时支柱，人工抬运至指定地点码放整齐，锁具与锁片装袋保存，并及时上交，以防丢失。
锚索托盘与锁具的回收不得小于总数的60%。
如巷道顶板压力大时，严禁回收。
退锚作业不少于三人，一人操作泵，一人操作千斤顶，其他人观察退锚及顶板情况。
三、巷道维护
回采期间，轨道、胶带两顺槽净高不得低于2.6m，两巷中的锚杆、锚索失效处必须及时套棚，并清理巷道中的浮煤和杂物，材料和设备要堆放整齐，并挂牌管理。
第四章通风系统及管理
第一节通风系统
一、通风方式
矿井采用抽出式负压通风方式，属中央并列式通风，本工作面采用一进一回（U型）通风方式，轨道顺槽进风，胶带顺槽回风。
二、工作面进回风路线
（一）新鲜风流：
地面→主斜井、副斜井→2#煤甩车场→2#煤轨道大巷→一采区轨道大巷→2104轨道顺槽绕道→2104轨道顺槽→2104工作面
（二）污浊风流：
2104工作面→2104胶带顺槽→一采区回风大巷→回风斜井→地面
三、风量计算
1、按工作面气候条件计算：
Q采=60×v采×s采
式中Q采—回采工作面实际需要风量，m3/min。
v采—回采工作面风速，m/s;（根据要求温度在20-22之间，风速取在1.2）
s采—回采工作面平均断面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2；（最大控顶面积10.2m2，最小控顶面积8.4m2，平均值为9.3m2）
Q采=60×1.2×9.3=669.6m3/min
2、按工作面人数计算：
Q=4N
式中Q—回采煤工作面实际需要风量，m3/min。
N—回采工作面同时工作最多人数。
根据实际情况取50人。
Q=4N=4×50=200m3/min
3、按工作面CH4绝对涌出量计算：
Q采=100×Q×K瓦×K备
式中Q采---回采工作面实际需要风量，m3/min。
Q-----回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。
根据实测取0.375
K瓦---回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，通常取1.3～1.6。
K备---回采工作面风量备用系数，取1.15～1.25
Q采=100×Q×K瓦×K备=100×0.375×1.6×1.25=75m3/min
取以上三次计算最大值669.6m3/min，为本工作面所需风量。
4、风速验算：
（1）按最低风速验算工作面的最小风量：
Q采≥60×0.25×S
式中：
S—平均控顶时有效断面积，S=9.3m2
669.6m3/min≥139.5m3/min
（2）按最高风速验算工作面的最小风量：
Q采≤60×4×S
669.6m3/min≤2232m3/min
由计算可知，选择工作面风量为669.6m3/min时，符合《煤矿安全规程》关于风速的规定。
说明：
（1）工作面必须以风定产，若生产过程中检测出瓦斯涌出量增大，应相应降低工作面生产产量。
（2）两顺槽受压力影响，断面缩小，巷道风速超限时，应相应降低本工作面生产产量及风量。
（3）若实际瓦斯涌出量较小时，风量可适当降低。
（4）在工作面推采过程中H2S增大时，配风量也应适当加大，但风量必须满足60×0.25×S≤Q采≤60×4×S。
（5）以上几条均由通风部门组织现场测定并提出处理意见。
三、通风管理
加强“一通三防”工作，保证通风良好，保证工作面有足够的新鲜风量，使工作面空气成份、风速、温度和湿度符合《煤矿安全规程》第100～102条规定。
1、工作面必须按所需风量进行配风，不得随意改变风量，风量不足不能生产。
一旦气
升级会员 