采煤工作面设计11107.docx

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采煤工作面设计11107

钟山区大湾镇三鑫煤矿

11107

采

煤

工

作

面

设

计

设计人：

邹德昌

一、工作面概况

二、地质说明书

三、工作面特征和储量

四、采煤方法及回采工艺

五、通风及瓦斯管理

六、运煤运料

七、供水供电

八、通讯

九、安全措施

十、机电运输的安全管理

十一、通风瓦斯管理及安全监测监控

十二、工作面综合防突措施

十三、避灾路线

十四、特殊情况下回采及处理冒顶措施

十五、文明生产及交接班制度

十六、工作面初采及初次放顶

第一章工作面概况

一、工作面位置

11107工作面位于三鑫煤矿11#西翼+1619水平与+1639

水平之间，东至井筒保护煤柱线，西至切眼。

二、回采范围内外、上下的采掘关系

11107

回采工作面倾斜上方为

11104

工作面采空区，顶

部有

1645

采空区，与轨道提升巷及

11#层回风巷相隔的东翼

为

11107

回采工作面正在布置。

第二章

一、构造地质：

地质

本工作面不受断层影响，但工作面圈定范围内存在部分小构造，其落差均在0.3m以下，对该工作面的回采无太大的影响。

二、水文地质：

本工作面水文地质条件简单，矿井水主要是大气降水沿采空塌陷裂隙和地质构造裂隙渗入井下。

雨季开采应注意上覆地层（煤层）积水和相临矿井越界开采导通其他山洪水倒灌入井后越界进入工作面及下部运输巷。

三、瓦斯地质：

该工作面掘进期间和在靠近井田边界的断层处瓦斯涌出量都很大，再加上该煤层瓦斯含量大，加之工作面由于埋藏深度较大，回采时，必须加强通风瓦斯管理。

四、煤层赋存情况

该面属于本矿11#煤层，其特征为：

位于龙潭组（P3l）

上段下部。

黑色、块状或粉状，线理至西条带结构，半亮至

半暗型，以半亮型为主。

矿厚1.61～5.4m,平均3.51m,上部煤层结构叫复杂,含夹矸1-3层,一般2层,厚度0.25-0.35m,

岩性为深灰色泥岩或黑灰色炭质泥岩。

灰份20.58～24.27%,

平均22.53%,硫份0.47～1.55%,平均为1.01%。

上距8#煤层17.8-22.8m,平均20m。

层位稳定可靠。

厚度变化不大,全井田可采,属于较稳定煤层。

顶板:

直接顶板为钙质细砂岩，岩质相对较硬，强度高。

老顶为含钙质细砂岩、粉砂岩，坚硬，稳定性好。

底板：

直接底板为泥岩，强度低，稳定性较差。

老底为

粉砂岩，细砂岩。

细砂岩钙质胶结，微小裂隙发育、较坚硬。

煤厚1.61～5.4m,平均3.51m，属稳定煤层，是本矿的主

采煤层。

第三章工作面特征和储量

工作面特征和储量见下表：

工作面特征和储量表

走向长（m）最

232

最

228

平

230

开采

开采

大

小

均

煤层

厚度

（m）

倾斜长（m）最

53

最

48

平

40

大

小

均

煤层厚（m）最

3.5

最

1.8

平

2.5

大

小

均

11#2.2

倾角（度）

最

33

最

29

平

30

大

小

均

平面积（m2）9200

容重

1.35

地质储量

28336T

（T/m2）

斜面积（m2

）10217.

回采率%

85

可采储量

24085。

6T

4

第四章采煤方法及回采工艺

一、采煤方法：

根据煤层赋存条件及临近工作面的开采经验，工作面两

巷沿煤层走向布置，开切眼贯通两巷，形成回采系统。

本工

作面采用走向长壁后退式采煤方法进行回采。

二、回采工艺：

（一）落煤方法：

根据工作面的煤层特征及地质构造情况，该工作面

MZ-1.2型电煤钻打眼，煤矿许用三级乳化炸药、煤矿许用瞬

发雷管爆破落煤。

爆破说明书如下：

炮

眼位

距

名

顶

板

称

（m）

顶0.3

眼

底1.9

眼

炮

置角

距

水

底

板

平

（m）

（o）

1.810

0.410

眼

循

炮

每

环

泥

孔

度

循

循

每

雷

充

使

环

环

孔

管

填

用

仰

垂

炮

装

装

数

长

水

或

眼

药

药

度

炮

俯

直

数

量

量

（m）

泥

（o）

（o）

（个）

（kg）

（kg）

（个）

808040120.340≥1

0.6

808040180.4540≥1

0.6

注：

表中所标循环炮眼数、循环装药量、雷管消耗量指

工作面沿走向推进1.0m，完成一个循环的指标。

（二）炮眼布置及装药结构：

1、炮眼布置采用双排眼中的“三花眼”布置炮眼，具

体参数见图。

（三）装运煤：

1、工作面选用自溜滑槽，运输巷采用矿车进行运输到

提升巷点。

2、工作面装运煤：

除少部分煤由放炮崩入工作面滑槽

外运，其余大部分煤由人工攉入工作面滑槽溜到运输巷经过

矿车运到提升点。

3、运煤流程：

工作面运输巷井底煤仓

主提升巷地面储煤场。

三、采场支护：

（一）支护材料与支护形式的选择：

1、工作面选用DZ25—22/30型外注式单体支柱配HDJT

—1000型铰接顶梁进行支护。

2、支护形式选择：

选择正悬臂齐梁齐柱进行支护。

悬臂梁从支柱中心线到

煤帮侧为700mm，老塘侧300mm。

工作面选用“三、四”

排控顶，见四回一。

排距1.0m，柱距0.5m，放顶步距1.0m。

3、最大控顶距与最小控顶距：

最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m。

（二）矿压计算：

工作面压力估算：

P=（4～8）mr

=（4～8）×2.2×2.2

=19﹒36～38．72T/m2

式中：

m——工作面采高2.2m

r——上覆岩石容重2.5T/m3

取平均值29．04T/m2

（三）支护密度校核：

1、工作面理论要求支护密度：

G理=P/NF

=29．04/（0.85×30）

=1.138根/m2

式中：

G理——理论要求支护密度

N——支柱工作阻力实际利用系数，取0.85

F——支柱额定工作阻力

30T/根

2、实际支护密度：

最大控顶距一行的基本支柱数为

4根。

最小控顶距一行的基本支柱数为

3根

最大控顶距一行的面积为

S大=4.2×0.5=2.1m2。

最小控顶距一行的面积为

S小=3.2×0.5=1.6m2。

则有实际支护密度：

G实大=4/2.1=1.904

根/m2

G实小=3/1.6=1.875

根/m2

通过以上计算，可以看出G实大>G实小>G理，所选支护形式

符合要求。

（四）其他支护：

1、工作面上下出口个使用一对长3.5m的11#花边工字

钢梁支设锁口抬棚。

锁口抬棚一梁三柱、成对交错迈步1.0m

前移。

2、工作面切顶线排支柱下支设戗棚，戗棚使用?

160～

180×1.6m长的圆木作梁、2.2m单体作腿，一梁二柱支设在

工作面切顶线排支柱单体与顶梁接触处，作为棚腿的两棵单

体支柱的柱脚与切顶线排支柱的距离为0.5m。

戗棚距为沿倾

向方向1.0m一架。

3、工作面上下两巷使用工作面2.2m单体配铰接顶梁支

设在原掘进棚梁下。

双排支护从煤壁往外不少于10m，单排

支护不少于10m。

单排支护时，回风巷靠下帮支设，运输巷

靠上帮支设。

双排支护段人行道宽度不小于0.7m。

4、回风巷和运输巷在切顶线棚梁下加打两棵支柱形成

关门点柱。

以便加强上下山角支护。

四、采空区处理：

1、根据本矿多年开采经验及本矿临近工作面的开采经

验，采用全部垮落法处理采空区。

2、工作面回柱采用分段回柱，分段回柱距离不小于15m。

3、工作面回柱顺序：

分段内采用由下往上、由老塘向

煤帮的顺序进行回柱。

4、回风巷上隅角的支护材料回收与工作面切顶线一致，

运输巷下山角的支护材料回收可滞后切顶线1.0m。

若回风巷

上隅角瓦斯异常或其他特殊情况，可根据现场需要提前回

收。

5、工作面闲余单体必须棵棵有载存放在戗棚上或在切

顶线打成密集。

五、附图表如后：

工作面支护材料及设备汇总表

名称

乳化液泵站

电煤钻

综保

真空开关

外注式单体

铰接顶梁

11#花边工字钢

水平楔

圆木

半圆木

圆木

型号单位

XRB2B（A）

台

MSZ-12

台

台

QC83-80Z

台

DZ22-30/100

棵

HDTA-1000

块

长3.5m

根

块

?

（160-180）×

m3

1600mm

?

（160-200）×1/2

m3

×1400mm

?

（140-160×

m3

3000mm

使用量备用量及存放地点

1

2

2

2

50050棵回风巷

50050棵回风巷

42根回风巷

15020块回风巷

2

1m3

回风巷

2

1m3

回风巷

2

1m3

回风巷

出勤

时间

工种

跟班矿长

安全员

瓦检员

放炮员

打眼工

出煤工

支护工

回柱工

补液工

机电维护

整修工

合计

劳动组织配备表

出勤人数

出

勤

时

间

夜早中

合

夜

早16

中0

计

0

8

1

1

1

3

1

1

1

3

1

1

1

3

1

1

1

3

2

2

2

6

5

5

5

15

2

2

2

6

2

2

2

6

1

1

1

3

1

1

1

3

2

2

2

6

20

20

20

60

工作面主要经济技术指标表

序指标单数量序指标单数

号

位

号

1

煤层编号

K11

14

循环产量

2

走

向

长

m

255

15

循环

率

3

倾斜长

m

40

16

循环进度

4

煤层倾角度

30

17

炸药消耗

5

容

重

t/m3

1.35

18

雷管消耗

6

采

高m

2.2

19

坑木消耗

7

生产能力

t/m2

2.97

20

支护材料

8

可采储量万t

3.1

21

在册人数

9

可采时间

月

6

22

日出勤人数

10

含

矸

率

%

1

23

出勤

率

11

灰

份

%

8

24

平均月进度

12

回

采

率

%

85

25

功效

13

循环方式

多循环

26

回采时间

位量

T123.2

%90

m1.0kg/kt243

发/kt650

m3/kt

0.1

各400

柱梁棵

人69

人60

%87

m45

T/工6.16

起-止2005.11

—2006.3

第五章

通风及瓦斯管理

一、工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算：

Q=100q

×K

CH4

式中：

Q——回采工作面实际需风量

m3/min

q——回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的

平均涌出量，m3/min（取3.17m3/min，该值为2007年瓦斯等级鉴定报告中的平均绝对涌出量）。

KCH4——工作面瓦斯涌出量不均衡系数（一月当中日瓦斯最大涌出量与月平均绝对瓦斯涌出量的比值：

即

3.17/2.64=1.2）

则Q=100×3.17×1.2=382.4m3/min

（2）按工作面温度选择适宜的风速计算

Q=60×V×S（m3/min）

式中：

V——工作面风速，（m/s）

S——工作面的平均断面积，（m2）

根据安监总煤字﹝2005﹞42号：

矿井通风能力核定办

法（试行）中表4相关参数，井下采煤工作面温度18oC以

下时，工作面风速为0.3——0.8m/s，故V取0.5m/s。

采煤工作面采用3—4排控顶，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，采高2.2m。

则工作面平均断面为8.14m2。

Q=60×V×S

=60×0.5×8.14

=244.2m3/min

（3）按工作面同时工作人数计算：

Q=4N

=4×40

=160m3/min

（4）按采煤工作面同时起爆的炸药量计算：

Q=25A

=25×6.05

=151.25m3/min

（5）按风速进行验算：

根据以上计算，取最大值382.4m3/min为采煤工作面供

风量。

V=Q/60S=382.4/60×8.14=0.783

即：

0.25m/s

综上所述，该矿11107工作面最大需风量为382.4m3/min。

但配风时，按400m3/min配风。

二、工作面通风系统

11107工作面通风系统见通风系统图。

三、瓦斯管理

1、该工作面必须在以下地点安设一台瓦斯检测报警断

电仪：

①工作面上出口往外5——10m处安设提台T1，其报

警值为≥0.8%，断电值为1%值为1.5%，断电范围为工作面

所有电气设

工作面通风系统图

11107回风巷

11107

工作面

11107运输巷

11106回风巷

11106运输巷

备；②在工作面回风巷入口往里10——15m处安设一台T2，

报警值为≥0.8%,断电值为1%电值为1%，断电范围为工作面

回风巷及所有电气设备。

T1及T2的复电值均为T<1%，采用

人工复电。

③在工作面上隅角安装一台T3,报警值为≥1.0%。

2、各处的瓦斯探头每天必须有专人进行维护，并定期

送有关部门进行校正。

确保其准确、灵敏可靠。

3、瓦检员必须加强对工作面上隅角、回风巷的瓦斯检

测工作，严禁瓦斯超限作业。

4、11107工作面的生产系统内的各风门必须安装连锁装

置，每天派人检查维护，以确保工作面正常供风。

5、加强工作面的煤尘管理工作：

1）有充足的水源，水量不少于200m3；

2）合格的水质；

3）采用静压供水；

4）各转载点及工作面上、下出口必须安装喷头；

5）工作面回风巷必须安设防尘水幕，在距工作面上出

口10-15m及40-45m处安设一道防尘水幕，每道水幕必须保证覆盖巷道全断面。

6）在工作面出煤期间，各处喷头必须开启；

7）煤矿每天必须安排人员对回风巷的煤尘冲刷一次，运输的冲刷以不出现煤尘为原则；

8）必须安装瓦斯电闭锁装置，以确保瓦斯超限时能断

开对电气设备的供电，防止电气设备在瓦斯超限时继续运转。

第六章运煤及运料

11107工作面生产期间及生产前用料准备的运输：

材料设备在地面装车

提升巷

老机电硐

室

11107

工作面回风巷

工作面。

各个用料

地点。

11107回风巷

11107回风巷

11106回风巷

11107

工作面

11107运输巷11106运输巷

第七章供水及供电

一、供水

11107工作面回风巷供水从地面的灭尘水池总回风下

山11#层回风巷工作面。

11107工作面运输巷供水从地面的灭尘水池提升巷

下山11107运输巷各转载点及煤仓上口。

附供水防尘系统图：

11107回风巷

11106回风巷

11107

工作面

11107运输巷11106运输巷

二、供电

1、回风巷：

该工作面回风巷不布置电气设备。

2、运输巷：

地面配电盘主提升机电硐室

11107运输巷。

第八章通讯

11107工作面生产期间，在工作面运输巷及运输巷与提升巷交岔点的安全地点各安设一部隔爆电话与地面联系。

通讯系统示意图如下：

通讯系统示意图

11107——地面调度室及其他地点。

11107回风巷

11106回风巷

11107

工作面

11106运输巷

11107运输巷

11107回风巷

T1T2T3

第九章安全措施

一、电煤钻的安全操作

1、打眼工严禁戴手套操作，工作服袖口扎好，毛巾系

好，防止被钻杆咬住。

2、打眼前，必须对电煤钻进行检查：

电缆接头是否严

密接实；开关是否灵活可靠，发现故障及时切断电源进行处

理。

3、严格按规定的眼距、眼深、角度进行打眼。

4、打眼前，必须先对施工地点的顶、帮及支架进行检

查，发现隐患及时处理，处理好后方可打眼。

5、严禁在瞎炮或残炮眼（无论炮眼内有无炸药雷管）

上继续打眼。

6、工作面风流中瓦斯浓度达到或超过1%时，必须停止

打眼，达到1.5%时，必须立即撤除人员，切断电源，进行处

理。

7、电煤钻用完后，应分别在上下两巷安全、干燥清洁

的地点搁置好，电缆盘放吊挂整齐。

二、装药、放炮的安全操作

1、放炮员必须是经过培训、考试合格取得合格证的人

员担任，并且要持证上岗。

2、只允许使用煤矿许用的防爆型放炮器放炮，严禁使

用其他电源放炮。

3、严格执行“一炮三检查”、“三人连锁换牌放炮”制

度及“一岗三警戒”制度。

放炮前，所有人员撤离警戒区，

到站岗位置以外的安全地点，站岗位置规定为：

放炮点往下

50米，往上30米，放炮员必须鸣笛放炮。

4、严格按规定使用好水炮泥，炮泥填满炮眼。

在上安

全出口放炮前，必须对上山角进行洒水。

5、放炮前必须对放炮点周围的支柱进行加固，防止放

炮崩倒支柱。

若放炮崩倒支柱时，必须及时停止放炮，重新

支设好支柱后，方可继续放炮。

6、领用炸药、雷管必须使用炸药箱、雷管盒。

炸药箱

和雷管盒必须加锁。

当班未用完的炸药、雷管必须交回炸药

库。

7、必须在顶板完好、无淋水、远离导电体和电器的安

全地点做引药。

做引药时，必须使用木质锥子在炸药上钻孔，严禁用雷管强行插入炸药内。

8、放炮时，上拉母线不小于30米、下拉母线不小于50

米。

9、放炮连线采用串联方式，严禁使用并联或混联。

10、联线、放炮工作必须由放炮员一人担任，严禁其他

人员参与作业。

放炮器钥匙必须由放炮员随身携带，严禁转

交他人或插在放炮器上。

每次放完炮后，必须将钥匙拔出，

将放炮母线摘下后扭结短路。

11、每次放炮结束后，报告班组长、安全员。

由安全员、

瓦检员、班组长、放炮员四人共同验炮。

班组长和放炮员负

责验炮，安全员和瓦检员负责检查爆破作业地点支护及瓦斯

情况。

验炮工作结束后，不再进行爆破作业，方可撤除警戒

人员和警戒标志。

12、放炮母线通电后，若炸药不起爆，放炮员必须取出

钥匙，摘下母线扭结短路，待15分钟后沿线查找，若发现

瞎炮时，按下列规定进行处理：

1）由于联线不良造成的瞎炮，可重新联线进行放炮。

2）由于雷管本身的性能造成的瞎炮，应在距瞎炮眼0.3

米处打一平行于瞎炮眼的炮眼，重新装药放炮。

3）瞎炮必须当班处理完毕，处理瞎炮时，不得进行其

他与处理瞎炮无关的工作。

4）严禁