残采工作面设计说明书.docx

1、残采工作面设计说明书残采工作面设计说明书2013年05月第一章 工作面概况及地质特征第一节 工作面概况一、工作面位置及范围11M1残采工作面为11M1工作面生产接续面，位于11M1工作面南侧，位于11M1运输平巷以上，具体位置及井上下关系如下表一所示：表一 工作面位置及井上下关系表 水平名称+1024水平采区名称一采区地面标高+1175 +1225m井下标高+1118+1158m地面的相对位置地面地表大部为荒山，地势平坦，无建筑物及重要水体存在。井下位置及与相邻关系本工作面走向方向位于11M1工作面采空区南侧，倾向方向位于11M1运输巷之上；11M1工作面将于2013年5月回采完毕。走向长度4

2、60m倾斜长度123m倾斜面积60600m2第二节 工作面地质构造及水文地质一、断层情况以及对回采的影响本区域内无断层、陷落柱和火成岩侵入现象。二、水文地质情况影响回采的主要含水层为M煤层顶板吴家坪组石灰岩，及煤层底板茅口组石灰岩。沿煤层露头附近分布LD05等老硐，存在一定的积水。从调查的老硐看，老硐内大部分地段较为干燥，仅部分地段有滴水及浸水现象，未见大的涌水现象。但今后仍需对小窑开采边界、废弃巷道及积水量进行必要的调查，以指导矿井防水工作。预计正常涌水量为1m3/h，最大涌水量为5m3/h。第三节 煤层赋存条件一、煤层情况工作面开采煤层为M煤，该煤层为稳定的主要可采煤层,煤层厚度1.0-2

3、.0米之间，具体情况如表所示。 煤层情况表 表二煤层厚度（m）1-1.8 煤层结构简单煤层倾角（度）16-1811 1.417开采煤层M煤层煤种贫瘦煤稳定程度稳定煤层情况描 述M煤层呈灰黑黑色，条痕棕褐、褐黑、黑灰色，风化后多为粉状或粉粒状，性松软，土状或油脂光泽，表面常见铁锈，新鲜时则为鳞片状、碎块块状，性硬脆，多为玻璃强玻璃光泽，常可见由亮煤和暗煤相间组成的条带状构造，显微构造。煤炭为中挥发分、高灰、中硫、低磷、低固定炭、较高热稳定性贫煤。可作为动力用煤、化工用煤、烤烟用煤及农村家庭生活用煤。容重为1.4 t /m3，硬度系数f在2-3之间。工作面煤质特征 表三 煤层灰分Ad（%）挥发分V

4、daf（%）硫分St,d（%）水分（%）发热量Qnet,d（MJ/kg）M30.3821.012.860.8622.43二、煤层顶底板情况表四顶、底板名称岩石名称厚度（平均）特征老顶石灰岩10 m深灰色,局部裂隙发育,结构致密坚硬。直接顶泥岩2m呈深灰色，局部含硫铁矿。伪顶泥岩0.2m -0.4m局部存在。直接底茅口灰岩200m灰白色，致密坚硬，局部为硫铁矿附图：工作面煤岩层综合柱状图三、影响回采的其它地质情况: 瓦斯相对涌出量0.00m3/t，绝对涌出量0.13m3/min，属瓦斯煤层CO2相对涌出量0.00m3/t，绝对涌出量0.06m3/min，属低CO2煤层煤尘具有爆炸可能性地温工作区

5、温度14C-16C，地温梯度2C/100m自燃自燃倾向分类为级，煤层为不易自燃煤层本工作面无冲击地压危险和应力集中区。第四节 储量计算一、工作面储量参数表五走向长（m）倾向长（m）面积（m2）厚度（m）工业储量（t）回采率回采储量（t）460123606001.45938885%50480二、服务年限工作面设计产量：Q=LDMKC330=12311.41.40.500.85330=33811t式中：L工作面长度，m；D工作面日推进度，m/天；M工作面采高，m；煤炭容重，1.4t/m3；K工作面含煤系数，取50%；C工作面回采率，中厚煤层取85%。工作面的服务年限=可采储量/工作面设计产量=50

6、480/33811=1.49年，即18个月。第二章 回采工艺第一节 回采工艺概述根据煤层赋存、工作面巷道布置方式及我矿现有技术装备，工作面确定采用倾向长壁后退式采煤方法，采用炮采工艺沿煤层顶底板回采。一次采全高，全部垮落法管理顶板。根据我矿现有支护材料，确定将采高严格控制在2.00米以内，当采高超过此规定时采取留设底煤的方法，采取相应措施，保证支柱达到初撑力，确保支护强度。正式回采前，先调整切眼内两排顶梁，支柱、顶梁、均按规程要求调整柱、排距，上齐贴邦柱。工作面初压前，控顶方式采用“见五回一”；正常推采时，控顶方式采用“见四回一”。生产工艺流程遵循：爆破落煤挂梁串顶、支临时柱子出煤、改贴帮柱移

7、刮板输送机支正规柱子回柱放顶。附：工作面正规循环作业图标第二节 回采工艺设计一、落煤、装煤、运煤由于产量较低，工作面采用爆破落煤；回采期间工作面使用SGB/30刮板输送机运煤，运输顺槽使用SGB/30刮板输送机和DTL65/20/230带式输送机运煤。爆破落下的煤借助自重进入工作面刮板输送机，余煤由人工装入输送机外运。1、设备验算：工作面产量45347t/年，即每天出煤137.4t，取1.5的运输不均衡系数，(1)、工作面刮板输送机：以每班净运输时间为5小时计算，工作面运输机运输能力Q运应达到：Q运53137.41.5即Q运13.74 t/h(2)、顺槽输送机运输机运输能力Q运应大于工作面刮板

8、输送机运输能力。(3)、SGB/30刮板输送机运输能力为80t/h，DTL65/20/230带式输送机运输能力为200t/h，均可满足工作面生产运输需要。2、工作面上、下出口及整个采面采用打眼爆破的方法进行落煤，爆破要求如下:(1)、使用MZ-15煤电钻侧式供水钻杆，湿式打眼，严禁干打眼，炮眼布置为五花眼，串联联线，正向装药，水炮泥与黄泥封孔，用炮棍捣实，封泥长度不少于0.5米，串联正向爆破。放炮母线使用双线单回路，爆破材料用二级煤矿许用乳化炸药与毫秒延期电雷管（总延期时间不得超过130ms），由专职爆破工采用FD100D煤矿用电容式发爆器起爆。响炮顺序由溜尾向溜头方向放炮。工作面采用分组装药

9、、分次爆破的方法，但一组装药，必须一次起爆，正常情况下，连续放炮长度最多不超过15米，顶板破碎或有特殊地质构造时分段放炮（即扒开心），每段一次2米，一次起爆的最大炸药消耗量为9kg。(2)、炮眼采用三角眼布置(3)、炮眼特征表 表六名称距离（m）位 置角 度眼深（米）利用率（）装药量（kg/孔）距顶（m）距底(m)仰俯（度）水平（度）上眼1.40.41.03-570-801.2830.3底眼0.71.10.35-870-801.2830.3(4)、装药量: 项 目单位顶眼底眼合计循环炮眼数个4080120每孔装药量千克0.300.300.3循环用量千克122436消耗定额千克/万吨构造影响系数

10、为1.12954(5)、爆破说明书 表七序号项 目单位数量说明1打眼工具型号ZM1.5T手提式煤电钻台数台22炮眼特征平均深度米1.2采用三角眼3火药炸药种类2煤矿许用乳化炸药每孔装药量千克/孔0.3(平均)循环用量千克364雷管种类毫秒延期电雷管循环用量个1205装药方式分组装药6封泥炮泥黄土炮泥水炮泥个/孔每孔不少于1块封泥长度米0.5米填满封实7起爆联线方式串联联线起爆顺序顺序起爆起爆顺序正向爆破(6)、炸药的规格及性能:(1)使用二级煤矿许用乳化炸药。（2）规格：药卷直径：32mm；药卷长：32cm， 药卷质量：0.3kg。(7)、雷管的规格：使用煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期

11、时间不得超过130ms；脚线长度：2m。二、支护设计工作面支护使用DWX14型、DWX16型与DWX18型单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁进行支护，放炮后及时挂梁，顶梁带圆销子端朝向煤壁子，顶板完整时，每路顶梁间用三根串杆背顶，相互搭接不能少于150毫米。顶板破碎时用板棚、串杆背顶,遇顶板破碎难以维护时配合编织网护顶。然后用合格的扁销子夹紧顶梁，大锤紧牢，顶梁相互平行，并垂直于煤壁，两肩压实，铰接好、梁头齐。挂梁工必须在有效支架掩护下操作，严禁空顶作业。1、单体支柱的支护设计(1)、参考我矿多年来回采M煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。预计工作面矿压参数参考表 表八序号项

12、 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m213老顶厚度m101015直接底厚度m2002002直接顶初次垮落步距m1631533初次来压来压步距m353303最大平均支护强度kN/ m2282282最大平均顶底移近量mm166166来压程度不明显不明显4周期来压来压步距m13.00213.002最大平均支护强度kN/m2282282最大平均顶底移近量mm166166来压程度显现不大显现不大5平时最大平均支护强度kN/ m2191191最大平均顶底移近量mm1001006直接顶悬顶情况m117底板容许比压MPa8.38.38直接顶类型类二二9老顶级别级二二10巷道超前影响范围m

13、2020(2)、合理支护强度的计算：采用经验公式计算Pt=49.81hr=69.811.82.7=286KN/m2式中:Pt工作面合理支护强度（KN/m2）6本面选取6倍采高的直接顶压力h采高（m）r顶板岩石容重（t/m3），取.2.7选取“预计工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为282KN /m2，工作面支护强度为286KN/m2，选取上述两项中最大值282KN/m2，支柱实际支撑能力计算Rt=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.91.0300=228.5（KN/棵）Rt-支柱的实际支撑能力 KN/棵Kg-工作系数 液压支柱取0.99Kz-增阻系数 液压支柱取0.95Kb

14、-不均匀系数 液压支柱取0.90Kh-采高系数 大于1.4m取0.90Ka-倾角系数 取1.0 R-额定工作阻力 DWX14支柱取：300KN工作面合理的支护密度计算N=Pt/Rt=286/228.5=1.25（棵/m2）合理的支护密度，排距a为1m，柱距b=1/aN=1/1.25=0.8(m)取柱距：0.8米。柱距偏差不超过：0.6m0.1m。控顶方式及支护参数：(1)控顶方式：初采期间采用“见五回一”；正常推进时采用“见四回一”的控顶方式。(2)支护参数： 表九 单位（m）范围溜头工作面内溜尾控顶距初压前最大6.205.206.20最小5.204.205.20初压后最大5.204.205.

15、20最小4.203.204.20排 距1.00柱 距0.80放顶步距1.00柱鞋直径的计算：20 =187.3mmRt-支柱的实际支撑能力 228.5KN/棵Q-底板容许比压，8.3Mpa 根据计算需要在支柱下加垫直径为187.3mm的铁鞋，结合我矿现有支护材料情况，选用直径为 250 mm 的铁鞋，当底板松软、支柱有钻底现象时，则需要在铁鞋下加垫木鞋，确保钻底量不超过100 mm。三、乳化液泵站、泵站选型、数量：乳化泵选用BRW40/20一台，备用同种型号的乳化泵一台，一台正常使用，一台备用。、泵站设置位置：泵站设置在进风巷距工作面100150m之间的峒室内或开宽位置，不准影响行人和运料。、

16、泵站使用规定：要保证泵站压力不低于18MPa，乳化液配比2-3%。要加强泵站的维修及供液管路的维修，杜绝系统的窜漏液，现场使用自动配比器，使用糖量计检查配比液浓度。乳化液泵要有专人看管，开动时按操作规程操作。泵站设备与轨道的安全距离不低于0.5米。泵站压力调整要求：泵的卸载阀整定值为20MPa,严禁随意调整安全阀整定值。四、工作面顶板管理1、正常工作时期顶板支护方式根据本工作面顶板特征，直接顶为泥岩，根据相邻已回采11M1工作面的情况观察，直接顶岩石冒落后能充满采空区，大部分顶板随回柱随冒落，故采用三四排控顶,“见四回一”的控顶方式控制顶板，全部垮落法管理顶板。若面后局部悬顶面积超过(25)m

17、2时，必须采取人工强制放顶。工作面使用外注式单体液压支柱，配合金属铰接顶梁支护，沿推进方向以正悬臂齐梁齐柱直线式支护顶板。升柱使用注液枪，注液枪每10米安设一支，顶梁前悬700 mm，后悬300 mm接顶平稳，机头、机尾上下缺口分别使用六路双销顶梁特殊支护。2、正常推采时期特殊支护形式为：(1)、临时支柱工作面放炮后及时挂梁支设临时柱，间距为一架棚支设一棵，柱爪要全部卡在顶梁的牙槽内，支设牢固有力，临时支柱必须棵棵拴绳，防止倒柱伤人。(2)、贴帮柱的支设：当机道内的炭接近出净时,用打替柱子的方式将临时柱逐棵改到煤壁处，柱底紧靠煤壁，柱爪卡在顶梁前端4个牙槽内为贴帮柱,升紧打牢。升柱时先挂牢防倒

18、套子再升柱，严防倒柱。端面距超过0.3米时支设带帽点柱（柱帽：0.4米0.2米0.08米）。(3)、密集支柱的支设方法及质量标准：沿工作面放顶线排支设单排密集支柱，即在靠切顶排相邻两正规柱之间，加支一棵点柱并排成一条直线。支密集和回密集同时进行，支密集超前回柱点2棵。密集支柱支在相邻两正规支柱的中间，迎山有力，并与空茬排正规支柱支在同一直线上。架设密集支柱时，如果顶板有裂隙，要躲开裂隙打在靠工作面的一侧，软底或煤底时，必须垫好铁鞋或木鞋。密集支柱应支设在放顶线正规支柱防倒绳外靠老空侧。(4)、切柱的支设在靠放顶线排顶梁下架架支设切柱，柱顶紧靠正规柱，不垫铁鞋支设，柱脚间距0.30.4米，升紧打

19、牢。支护要求：迎山有力，支设牢固，支设时最低初撑力不得低于50KN。(5)、对柱的支设在工作面超压区域段人行道老空侧，紧靠支有正规支柱的顶梁下垫铁鞋支设，支柱迎山有力，支设牢固，且留有不少于0.7米的人行道。(6)、丛柱的支设支设方法：在工作面放顶线排连续3架顶梁下各加支两棵支柱。三棵支柱要均匀布置，柱脚间距0.3米，单排布置。支设要求：每棵支柱迎山有力，保证丛柱四面见线，垫铁鞋支设，初撑力达到90KN以上，间距7米一组，每组九宫柱用细钢丝绳防倒。3、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离回柱放顶拖后支齐正规处的距离不小于15米，分段回柱间距不小于15米。当支护工序与其他工序发生脱节时，支护工

20、有权要求暂停或减缓其他工序，优先进行支护。4、特殊时期的顶板管理(1)、初次来压的支护要求：初压前，工作面采用“见五回一”的控顶方式。贴帮柱、临时支柱均在第一刀起支设。由切眼开始，推采5米时，将放顶线一排隔一棵支设一棵切柱，推采7米时将放顶线一排支齐切柱。推采8米时，放顶线第二排柱子隔一架支设一棵切柱，放顶线排增设密集支柱和单排丛柱，丛柱间距为14米，溜头（尾）各设一组，推采10米时，增设双排丛柱，间距为7米，呈三角形排列。推进10米时沿工作面放顶线每8米打一棵木质信号柱，并呈三角排列。信号柱规格：直径不大于80mm，中间应砍有不少于1/2的缺口。顶板管理人员、测压员及时测压分析，掌握工作面来

21、压情况，并随时观测信号柱变化情况，当信号柱发生来压信号明显时立即汇报当班跟班区长，并迅速组织人员撤到安全地点，待顶板垮落后，方可进入施工地点进行作业。左右工作面自切眼推采前在煤壁侧平行煤壁打一排放顶眼，眼距1.2米，眼深不低于1.6米。工作面推进10m，直接顶冒落高度达不到采高的1.5倍， 倾斜长度超过工作面长度的三分之一时，必须进行人工强制放顶。若悬顶未能放落或冒落后的顶板不能充实采空区时，并视现场情况适当加密支护。每向前推进一米采取强制放顶一次，直至顶板垮落充实采空区。(2)、初压过后及周期来压期间的顶板管理初压过后由公司生产系统领导小组成员现场调查研究，安全无隐患后，由技术部下达通知后方

22、可将控顶方式改为“见四回一”， 将双排丛柱改为单排，间距为7米，切柱只保留放顶线一排，其它不变工作面进行正常推采。回采时悬顶沿倾向达到2m，走向达到5m，必须采取加强支护措施，在人行道靠空茬侧正规柱梁下加支对柱，仍不冒落要实行人工强制放顶。根据本矿回采经验，M煤层基本顶周期压力对回采影响不大，周期来压期间的顶板管理同正常回采。(3)、工作面初采与末采的支护要求工作面在回采前，开好上下出口（3.51）m，使用六路双销顶梁支护顶板，然后将溜子移至靠工作面煤壁一侧，再挂上两排顶梁支设两排正规支柱。在挂梁支柱后，方可将原来的棚梁回出，进行推采。工作面在推至停采线前，若煤壁与停采线不能互相平行，要先将工

23、作面调正。至停采线时，将支护空间缩小到三排支柱。即推过最后一排后，不再移置溜子，挂梁后支齐贴帮柱，支柱的卸载阀要朝向便于回收的方向，最后清扫浮煤，加固采面支护，清理上下出口，保持完好畅通，其高度不低于1.6米。拆运输机，最后回采面支架。工作面停采时要编制停采措施，加强顶板管理。(4)过断层及顶板破碎时的顶板管理在顶板破碎、断层等构造处作业或处理冒顶、伞檐等情况时，必须设专人监护观察顶板与支护，若有异常，先处理后再作业。若采面压力大、顶板破碎或遇有特殊构造时，溜子移进度达0.5米，必须每节溜槽支设一棵临时支柱，必要时架架支设临时支柱。工作面遇到断层、破碎带要多打眼，少装药，保证顶板完整。工作面推

24、采遇到倾斜断层时，采用放炮起底的方法推过，放炮要放小炮，起底的岩石必须全部拣入老空，整平底板，起底高度以溜子铺设平缓为准，顶板用串杆、笆片背实，梁子铰接平稳，支柱迎山有力。断层层面要用斜撑柱、戴帽点柱或板棚支护好，以防片矸伤人。断层的上下盘3米（以断层面为界）范围内各支设一组丛柱，丛柱随采面前移而前移，且不能作为回柱分段点，溜子弯曲段不得停留在断层上下盘4米范围内。遇有走向断层或裂隙时，视现场情况，可适当增大控顶距，合理确定采面的放顶步距，可采用见五回二的控顶方式，一次回掉构造外、断层面外侧柱子。回撤时，必须使用专用长柄工具，专人观察顶板，回柱点20米范围内支护完好。工作面遇断层、顶板破碎等特

25、殊地质构造时，必须制定出专项安全技术措施，方可施工。5、强制放顶(1)、工作面初次来压前悬顶超规定，顶板仍不垮落，采取人工强制放顶。(2)、放顶时，在回柱前沿放顶线采用使用MZ-12型侧式供水煤电钻湿式或YT-24型风钻打眼，放顶眼平行于工作面布置，打眼方向应斜向面后，眼距1.2米，仰角65，眼深不少于1.6米，每孔装药量不少于5卷。回柱前，定炮必须进行完毕，回柱后进行分段联线放炮，并加强放顶前后瓦斯检测，瓦斯不超限方可人员进面作业。若第一次不能全部放落悬顶，推采3-5米后，用同样的方法继续放顶，待顶板全部放落后再进行推采。(3)、放顶前，沿倾向每10米、走向每5米打一棵木质信号柱，并呈三角排

26、列。规格：直径不大于80mm，中间应砍有不少于1/2的缺口。(4)、放顶期间，由生产矿长组织成立放顶领导小组，同工区值班人员一起现场跟班，观察顶板动态，放顶后仍有大面积悬顶（25）m2不冒时，继续采取放顶措施，待顶板全部跨落，放顶领导小组成员现场观察无隐患后，方可生产。五、上、下出口及端头顶板管理1、工作面上、下两巷的顶板管理(1)、工作面巷道均由工作面煤壁向外不少于20m进行超前支护。顶板破碎压力大时，超前支护要达到30m。(2)、工作面巷道均距煤壁子垂直距离20米范围内必须各支设相互平行的2路顶梁，柱距为1米，采用液压支柱配铰接顶梁支护，每条顶梁下均支一棵液压支柱，支柱的柱爪支设在顶梁靠老

27、空侧第35个牙口上（前七后三），铰接顶梁下的支柱沿走向成一条直线，随工作面的推采及时延长。遇车场等巷道加宽地段按以上要求支设35路顶梁，不准出现单挑顶梁，顶梁之上用串杆、板梁背顶，均匀压肩，接顶牢固。遇躲避峒或信号室无法引挂顶梁时支设带帽点柱。轨道巷离开巷道中心线0.5米拉线垫铁鞋各支设一路；运输巷离开溜槽10厘米垫铁鞋支设一路，另路柱顶距棚爪30厘米垫铁鞋支设一路，回风巷超前支护同轨道巷 。巷道超前支护支柱均使用防倒绳防倒且两出口内必须留有不小于0.8米的人行道，高度不低于1.6米，并有专人检查维护、清理。(3)、支柱必须垫支铁鞋，支柱不得偏心，清理干净浮煤或浮矸，支到实底，初撑力达到50K

28、N以上，迎山有力，支设牢固后必须拴紧钢丝绳。超前支护范围内巷道净高不低于1.6m，超前支护以外的巷道净高不低于1.8m。所有支柱必须拴紧细钢丝绳（规格：6196.2mm），拴在支柱的柱爪与三用阀中间位置，钢丝绳必须在支柱上缠绕至少一圈。所有支柱三用阀与巷道平行，注液嘴朝向采空区方向，超前支柱的尽头要支设对柱。(4)、巷道放顶线排各支设一组关门柱，关门柱托住二架钢梁，在对应每架钢下各支设里三外二支柱，钢梁两端各支设一棵正规柱。2、轨道巷、运输巷的加强支护超前支护以外的巷道出现顶板压力大、片帮严重时，必须加长超前支护距离。3、工作面上、下出口的顶板管理左、右工作面循环溜头、溜尾分别开好缺口（3.5m1m）支设六排双销调角定位顶梁支护顶板，双销顶梁必须铰接使用，并使用2个水平销反向插接，紧设牢固，两个水平销插接长度均匀，伸出长度不得小于0.03米。使双销顶梁平行于顶板，每个双销顶梁下按前悬700mm，后悬300mm正悬壁支设正规支柱，双销顶梁随缺口放炮，依次前挂，并及时支设临时支柱，出煤后，用打替柱的方式垫铁鞋支设中柱，移溜头、溜尾时，严格执行先替后改的原